UNIVERSIDAD NACIONAL DE LOJA
FACULTAD DE LA ENERGÍA, INDUSTRIAS Y RECURSOS
NATURALES NO RENOVABLES.
CARRERA DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA AMBIENTAL
Y ORDENAMIENTO TERRITORIAL
“DETERMINACIÓN DEL TIEMPO ÓPTIMO DE MOLIENDA
PARA LA IMPLEMENTACIÓN DE LA PLANTA DE
BENEFICIO DE MINERALES AURÍFEROS “SAN CAMILO”,
UBICADA EN LA PARROQUIA BELLAMARÍA,
PERTENECIENTE AL CANTÓN SANTA ROSA DE LA
PROVINCIA DE EL ORO”.
AUTOR:
Ángel Fabricio Plaza Cabrera
DIRECTOR:
Ing. Julio Eduardo Romero Sigcho, Mg. Sc.
LOJA – ECUADOR
2019
Tesis de grado previo a la
obtención del título de Ingeniero
en Geología Ambiental y
Ordenamiento Territorial.
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INGENIERÍA EN GEOLOGÍA AMBIENTAL Y ORDENAMIENTO TERRITORIAL
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II. CERTIFICACIÓN
Ingeniero.
Julio Eduardo Romero Sigcho, Mg. Sc.
DIRECTOR DE TESIS Y DOCENTE DE LA CARRERA DE INGENIERÍA EN
GEOLOGÍA AMBIENTAL Y ORDENAMIENTO TERRITORIAL DE LA
UNIVERSIDAD NACIONAL DE LOJA.
CERTIFICA:
Haber dirigido, asesorado, revisado y corregido el presente trabajo de tesis de grado,
realizado por el señor egresado: ANGEL FABRICIO PLAZA CABRERA, con C.I.
1105106064, en su proceso de investigación denominado: “DETERMINACIÓN DEL
TIEMPO ÓPTIMO DE MOLIENDA PARA LA IMPLEMENTACIÓN DE LA
PLANTA DE BENEFICIO DE MINERALES AURÍFEROS “SAN CAMILO”,
UBICADA LA PARROQUIA BELLAMARÍA, PERTENECIENTE AL CANTÓN
SANTA ROSA DE LA PROVINCIA DE EL ORO”, previo a la obtención del título
de Ingeniero en Geología Ambiental y Ordenamiento Territorial, mismo que cumple con
la reglamentación y políticas de investigación, en consecuencia me permito autorizar su
presentación, sustentación y defensa.
Loja, 01 de julio del 2019.
Ing. Julio Eduardo Romero Sigcho, Mg. Sc.
DIRECTOR DE TESIS
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iii
III. AUTORÍA
Yo, ANGEL FABRICIO PLAZA CABRERA, declaro ser autor del proyecto de tesis
y eximo expresamente a la Universidad Nacional de Loja y a sus representantes jurídicos,
de posibles reclamos o acciones legales, por el contenido de la misma.
Adicionalmente, acepto y autorizo a la Universidad Nacional de Loja, la publicación de
mi tesis en el Repositorio Institucional – Biblioteca Virtual.
Firma:
Cédula: 1105106064
Fecha: Loja, 01 de julio del 2019.
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IV. CARTA DE AUTORIZACIÓN DE TESIS POR PARTE DEL AUTOR,
PARA LA CONSULTA, REPRODUCCIÓN PARCIAL O TOTAL Y
PUBLICACIÓN DEL TEXTO COMPLETO
Yo, ANGEL FABRICIO PLAZA CABRERA, declaro ser el autor de la tesis titulada:
“DETERMINACIÓN DEL TIEMPO ÓPTIMO DE MOLIENDA PARA LA
IMPLEMENTACIÓN DE LA PLANTA DE BENEFICIO DE MINERALES
AURÍFEROS “SAN CAMILO”, UBICADA LA PARROQUIA BELLAMARÍA,
PERTENECIENTE AL CANTÓN SANTA ROSA DE LA PROVINCIA DE EL
ORO”, como requisito para optar al grado de: INGENIERO EN GEOLOGÍA
AMBIENTAL Y ORDENAMIENTO TERRITORIAL, autorizo al Sistema
Bibliotecario de la Universidad Nacional de Loja para que con fines académicos, muestre
al mundo la producción intelectual de la Universidad, a través de la visibilidad de su
contenido de la siguiente manera en el Repositorio Digital Institucional.
Los usuarios pueden consultar el contenido de este trabajo en el RDI, en las redes de
información del país y del exterior, con las cuales tenga convenio la Universidad.
La Universidad Nacional de Loja, no se responsabiliza por el plagio o copia de la tesis
que realice un tercero.
Para constancia de esta autorización, en la ciudad de Loja, al primer día del mes de julio
del dos mil diecinueve.
Firma:
Autor: Ángel Fabricio Plaza Cabrera
Cédula: 1105106064
Dirección: Loja (Calle Guillermo Arturo Bailón)
Correo electrónico: [email protected]
Teléfono: 2663037 Celular: 0988453399
DATOS COMPLEMENTARIOS
Director de Tesis: Ing. Julio Eduardo Romero Sigcho, Mg. Sc.
Tribunal de Grado: Ing. Diego Eduardo Jara Delgado, Mg Sc.
Ing. Hernán Luis Castillo García, Mg Sc.
Ing. Fabián Ricardo Ojeda Pardo, Mg Sc.
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V. DEDICATORIA
A Dios, por haberme regalado el don de la vida y permitirme con su inmensa bondad,
llevar a cabo y con éxito la culminación de mi vida universitaria, plasmada en el presente
trabajo.
A mi madre Nancy, por ser el pilar fundamental en el cual gira toda mi vida, apoyarme
en todo, por sus sabios consejos, sus valores, por la motivación constante que me ha
permitido ser una persona de bien, pero más que nada, por su infinito amor. A mis padres
Ángel que me cuida desde el cielo y Rodrigo, por su ejemplo de perseverancia, superación
y constancia que lo caracterizan y que me ha motivado a ser siempre el mejor, por el valor
mostrado para salir adelante y por su amor.
El Autor.
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VI. AGRADECIMIENTO
Debo expresar sincero e infinito agradecimiento a la Universidad Nacional de Loja, a las
autoridades, personal administrativo y docente de la Facultad de Energía, Las Industrias
y Recursos Naturales no Renovables, en especial a los que conforman la carrera de
Geología Ambiental y Ordenamiento Territorial, por permitirme construir mi futuro
profesional en base a mis estudios, cumplir mis metas y educarme en valores que me
permitan dar mi aporte a la sociedad.
A mi director de tesis Señor Ingeniero Julio Eduardo Romero Sigcho, quien con sus bastos
conocimiento, experiencia, interés y paciencia, supo guiarme correctamente para llevar
acabo mis anhelos; de igual manera a todos mis docentes que con gran dedicación y
profesionalismo me impartieron y supieron compartir sus conocimientos y enseñanzas
durante toda mi vida universitaria.
A mis padres y familiares por su apoyo incondicional en cada momento que he
necesitado; Ing. Juan Bravo e Ing. Marlon Paredes, quienes me ayudaron y facilitaron el
acceso e información para la construcción del presente proyecto en forma desinteresada.
A mis amigos y compañeros, quienes estuvieron presentes en el transcurrir de mi vida
universitaria, por su apoyo incondicional, cariño y su gran aprecio quienes han sido el
apoyo necesario para construir mi futuro profesional en base al esfuerzo y dedicación, y
a todas las personas que de una u otra manera han motivado a alcanzar el éxito en cada
etapa de mi vida.
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ÍNDICE DE CONTENIDO
II. CERTIFICACIÓN ............................................................................................. ii
III. AUTORÍA ........................................................................................................ iii
IV. CARTA DE AUTORIZACIÓN DE TESIS ..................................................... iv
V. DEDICATORIA ................................................................................................ v
VI. AGRADECIMIENTO ...................................................................................... vi
1. TÍTULO ............................................................................................................. 1
2. RESUMEN ........................................................................................................ 2
ABSTRACT ..................................................................................................................... 3
3. INTRODUCCIÓN ............................................................................................. 4
OBJETIVOS ..................................................................................................................... 6
Objetivo general ............................................................................................................... 6
Objetivos específicos ........................................................................................................ 6
4. REVISIÓN LITERARIA ................................................................................... 7
4.1 Propiedades generales de las rocas. ................................................................... 7
4.1.1 Mineralogía ........................................................................................................ 7
4.1.2 Mineral ............................................................................................................... 7
4.1.3 Petrografía .......................................................................................................... 9
4.2 Propiedades físicas de las rocas ......................................................................... 9
4.3 Propiedades de resilencia ................................................................................. 11
4.4 Tratamiento mecánico de minerales ................................................................ 13
4.4.1 Work index o índice de trabajo ........................................................................ 15
4.4.2 Cribado ............................................................................................................. 16
4.5 Correas o bandas transportadoras .................................................................... 20
4.5.1 Tipos de correas transportadoras ..................................................................... 22
4.6 Trituración ....................................................................................................... 22
4.6.1 Trituradoras primarias ...................................................................................... 23
4.6.2 Trituradoras secundarias. ................................................................................. 25
4.7 Molienda .......................................................................................................... 29
4.7.1 Principales tipos de molinos ............................................................................ 31
4.7.2 Características operacionales de los molinos ................................................... 35
4.7.3 Demanda de potencia en molinos rotatorios .................................................... 37
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4.7.4 Tiempo de molienda ........................................................................................ 39
4.7.5 Costos de molienda. ......................................................................................... 42
4.8 Beneficio mineral ............................................................................................. 43
4.8.1 La clasificación de solidos ............................................................................... 47
4.8.2 Concentración gravimétrica ............................................................................. 48
4.8.3 Flotación. ......................................................................................................... 49
4.8.4 Lixiviación. ...................................................................................................... 50
4.8.5 Selección de procesos para recuperación. ........................................................ 51
5. MATERIALES Y MÉTODOS ........................................................................ 54
5.1 Materiales ......................................................................................................... 54
5.2 Metodología ..................................................................................................... 54
5.2.1 Metodología para el primer objetivo especifico .............................................. 55
5.2.2 Metodología para el segundo objetivo específico. ........................................... 59
5.2.3 Metodología para el tercer objetivo específico. ............................................... 63
5.2.3.1 Desarrollo de las pruebas de molienda. ........................................................... 65
5.2.3.2 Análisis granulométrico ................................................................................... 69
6. RESULTADOS ............................................................................................... 75
6.1 Ubicación y acceso .......................................................................................... 75
6.2 Geología regional ............................................................................................. 76
6.3 Geología local .................................................................................................. 78
6.4 Geología Estructural ........................................................................................ 79
6.5 Descripción técnica del proyecto ..................................................................... 79
6.6 Descripción mineralógica de las muestras. ...................................................... 81
6.7 Propiedades físico-mecánicas. ......................................................................... 92
6.7.1 Propiedades físicas. .......................................................................................... 92
6.7.2 Propiedades mecánicas .................................................................................... 94
6.7.3 Diagrama de procesamiento mecánico. ........................................................... 95
6.7.3.1 Productividad por hora de la maquina en el taller de trituración. .................... 97
6.7.3.2 Determinación del grado de trituración por etapas. ......................................... 98
6.7.3.3 Determinación del consumo específico de energía del molino. ...................... 99
6.8 Determinación del tiempo óptimo de molienda ............................................. 100
6.8.1 Análisis granulométrico. ................................................................................ 101
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6.8.2 Determinación de la ley de cabeza................................................................. 108
6.8.3 Análisis por malla valorada para cada tiempo de molienda establecido. ...... 109
6.8.3.1 Porcentajes de Au en malla y tiempos de molienda. ..................................... 112
7. DISCUSIÓN DE RESULTADOS. ................................................................ 116
8. CONCLUSIONES ......................................................................................... 118
9. RECOMENDACIONES. ............................................................................... 120
10. BIBLIOGRAFÍA. .......................................................................................... 121
11. ANEXOS ....................................................................................................... 123
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ÍNDICE DE TABLAS
Tabla 1. Densidad de algunos minerales ....................................................................... 10
Tabla 2. Constantes de aplicabilidad para la determinación del WI.............................. 15
Tabla 3. Dimensiones según el tipo de malla usada para las cribas. ............................. 18
Tabla 4. Características técnicas de algunas cribas vibratorias. .................................... 20
Tabla 5. Características técnicas para la selección de un correa trasportadora. ............ 21
Tabla 6. Características de las trituradoras giratorias .................................................... 27
Tabla 7. Características de diseño de las trituradoras de cono estándar ........................ 27
Tabla 8. Principales características de los molinos de bolas. ........................................ 34
Tabla 9. Ventajas y desventajas de los circuitos integrados por molinos de bolas ....... 42
Tabla 10. Principales rubros a identificar en el procesamiento mineral ........................ 42
Tabla 11. Materiales utilizados para llevar a cabo la investigación .............................. 42
Tabla 12. Características macroscópicas de los minerales. ........................................... 57
Tabla 13. Principales propiedades fisicas de los materiales a determinarse.................. 60
Tabla 14. Calificación cuantitativa y cualitativa de Índice de Schimazek. ................... 61
Tabla 15. Variables del molino a registrar durante el proceso. ..................................... 66
Tabla 16. Registro a considerar en el proceso de molienda. ......................................... 67
Tabla 17. Análisis de la granulometría previa, obtenida post-molienda. ...................... 69
Tabla 18. Análisis granulométrico en base al tamizaje realizado .................................. 70
Tabla 19. Componentes de flux. .................................................................................... 71
Tabla 20. Análisis por valla valorada para los porcentajes retenidos. ........................... 74
Tabla 21. Ubicación de la planta "San Camilo". ........................................................... 75
Tabla 22. Descripción Técnica del Proyecto Planta de Beneficio "San Camilo". ......... 80
Tabla 23. Equipo y maquinaria a usarse en la Planta de Beneficio "San Camilo”. ....... 81
Tabla 24. Distribución de los componentes presentes en la muestra 001-TOM. .......... 83
Tabla 25. Distribución de los componentes presentes en la muestra 002-TOM. .......... 86
Tabla 26. Distribución de los componentes presentes en la muestra 005-TOM. .......... 90
Tabla 27. Análisis de espectometría por fluorecencia de rayos X (FRX). .................... 92
Tabla 28. Determinación del Peso Específico del Mineral............................................ 92
Tabla 29. Determinación de las principales propiedades físicas de las rocas. .............. 92
Tabla 30. Resultado de resistencia de la roca a la compresión uniaxial. ....................... 92
Tabla 31. Resultados de la abrasividad estimada para los materiales a procesar. ......... 95
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Tabla 32. Principales características y variables de molienda. .................................... 100
Tabla 33. Variables de molienda para los de 25, 35 y 45 minutos. ............................. 100
Tabla 34. Análisis granulométrico preliminar para los tiempos de molienda. ............ 101
Tabla 35. Análisis granulométrico para molienda de 25 min. ..................................... 102
Tabla 36. Análisis granulométrico para molienda de 35 min. ..................................... 102
Tabla 37. Análisis granulométrico para molienda de 45 min. ..................................... 105
Tabla 38. Porcentaje de material retenido y perdida por tiempos de tamizado. .......... 106
Tabla 39. Análisis comparativo entre las tres diferentes moliendas. ........................... 107
Tabla 40. Ley de Cabeza del material proveniente de la Concesión Minera "Bravo". 108
Tabla 41. Análisis por malla valorada para 25 min de molienda. ............................... 110
Tabla 42. Análisis por malla valorada para 35 min de molienda. ............................... 110
Tabla 43. Análisis por malla valorada para 45 min de molienda. ............................... 112
Tabla 44. Resultados del análisis por malla valorada, para cada tiempo de molienda. 113
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ÍNDICE DE FIGURAS
Figura 1. Esquema del ensayo de compresión simple. .................................................. 12
Figura 2. Circuitos para tratamiento mineral.. ............................................................... 12
Figura 3. Tipos de aberturas para la pantalla (circular y rectangular). .......................... 17
Figura 4. Esquema de una criba curva estacionaria. ..................................................... 19
Figura 5. Esquema de una trituradora de mandibulas tipo Blake. ................................. 24
Figura 6. Esquema de una rituradora de giratoria. ........................................................ 24
Figura 7. Vista en planta de un trituradora giratoria. .................................................... 26
Figura 8. Esquema de una trituradora de cono. ............................................................. 26
Figura 9. Esquema de molinos tubulares de acuerdo a la carga y descarga. ................. 26
Figura 10. Esquema de un molino de barras con descarga periférica. .......................... 26
Figura 11. Circuito integrado entre un molino de barras y uno de bolas. ..................... 32
Figura 12. Esquema general de un molino de bolas. ..................................................... 33
Figura 13. Esquema de un molino de bolas cilíndrico. ................................................. 36
Figura 14. "Vista" del mineral y la ganga. .................................................................... 44
Figura 15. Secciones transversales de partículas de mineral. ........................................ 45
Figura 16. Diagramas de flujo para proceso utilizando separación de dos etapas. ....... 46
Figura 17. Rango de aplicación de técnicas para el procesamiento de minerales. ........ 46
Figura 18. Curva de grado de recuperación típica. ........................................................ 53
Figura 19. Esquema metodológico propuesto para el desarrollo de la investigación. .. 55
Figura 20. Esquema de muestro de roca en "stock pile". .............................................. 55
Figura 21. Esquema del muestro para el desarrollo de la investigación. ...................... 55
Figura 22. Diagrama esfuerzo-deformación de rocas sometidas a compresión. ........... 62
Figura 23. Curva de distribución de tamaño de partícula en tiempos de molienda....... 71
Figura 24. Mapa de ubicación de la zona de estudio. .................................................... 71
Figura 25. Fotografías de sección delgada de la muestra 001-TOM. ............................ 71
Figura 26. Fotografías de sección delgada de la muestra 002-TOM ............................. 85
Figura 27. Fotografías de sección delgada de la muestra 005-TOM. ............................ 90
Figura 28. Determinación de la desviación estándar en el cálculo del peso específico. 93
Figura 29. Diagrama de flujo procesamiento mecánico de la planta de beneficio. ....... 96
Figura 30. Esquema de trituración. ............................................................................... 97
Figura 31. Esquema de molienda. ................................................................................. 99
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Figura 32. Análisis granulométrico preliminar de los distintos tiempos de molienda. 101
Figura 33. Curva Granulométrica para 25 minutos de molienda. ............................... 103
Figura 34. Curva Granulométrica para 35 minutos de molienda. ............................... 104
Figura 35. Curva Granulométrica para 45 minutos de molienda. ............................... 106
Figura 36. Análisis comparativo entre los tres tiempos de molienda. ......................... 108
Figura 37. Porcentaje de Au retenido por malla, en 25 minutos de molienda. ........... 108
Figura 38. Porcentaje de Au retenido por malla, en 35 minutos de molienda. ........... 111
Figura 39. Porcentaje de Au retenido por malla, en 45 minutos de molienda. ........... 112
Figura 40. Análisis tiempo molienda vs porcentaje de Au retenido malla 120. .......... 113
Figura 41. Análisis tiempo molienda vs porcentaje de Au retenido malla 200. .......... 114
Figura 42. Análisis tiempo de molienda vs porcentaje de Au retenido malla 325. ..... 114
Figura 43. Análisis tiempo de molienda vs porcentaje de Au que pasó la Malla 325. 115
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xiv
ÍNDICE DE FOTOGRAFÍAS
Fotografía 1. Equipo para la determinación de óxidos pesentes en los minerales. ....... 58
Fotografía 2. Pulido de las muestras a someterse al ensayo de compresión uniaxial. .. 62
Fotografía 3. Muestra sometida al esfuerzo uniaxial. ................................................... 63
Fotografía 4. Muestra ensayada, sometida a la compresión uniaxial. ........................... 63
Fotografía 5. Trituración pevia de la muestra general para molienda. .......................... 63
Fotografía 6. Homogenización de la muestra triturada para molienda. ........................ 65
Fotografía 7. Cuarteo por malla, de la muestra triturada para molienda. ...................... 65
Fotografía 8. Peso del material molturante y dimensiones del molino a usar. .............. 66
Fotografía 9. Desarrollo de la molienda del material aurífero. ..................................... 67
Fotografía 10. Monitoreo del tiempo de molienda, en los ensayos............................... 67
Fotografía 11. Descarga del material molido luego del ensayo realizado. ................... 68
Fotografía 12. Material secado luego del proceso de molienda. ................................... 68
Fotografía 13. Tamizado y etiquetado de las muestras para posterior análisis. ............ 69
Fotografía 14. Sedimentación de las lamas obtenidas del tamizaje. ............................. 70
Fotografía 15. Post-fundición de la muestra retenida en el tamiz. ................................ 72
Fotografía 16. Liberación de las escorias de la fundición de la muestra. ..................... 72
Fotografía 17. Muestra libre de escorias de la fundición. ............................................. 73
Fotografía 18. Copelación de las muestras tamizadas................................................... 73
Fotografía 19. Muestra stock concesión minera “Bravo”. (001-M-TOM). ................. 82
Fotografía 20. Muestra stock concesión minera “Bravo”. (002-M-TOM). ................. 82
Fotografía 21. Muestra stock concesión minera “Bravo”. (003-M-TOM). ................. 82
Fotografía 22. Muestra stock concesión minera “Bravo”. (004-M-TOM). ................. 82
Fotografía 23. Muestra stock concesión minera “Bravo”. (005-M-TOM). .................. 88
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1
1. TÍTULO
“Determinación del Tiempo Óptimo de Molienda para la implementación
de la planta de beneficio de minerales auríferos “San Camilo”, ubicada en
la Parroquia Bellamaría, perteneciente al Cantón Santa Rosa de la
Provincia de El Oro”.
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2
2. RESUMEN
El presente trabajo de investigación denominado “DETERMINACIÓN DEL TIEMPO
ÓPTIMO DE MOLIENDA PARA LA IMPLEMENTACIÓN DE LA PLANTA DE
BENEFICIO DE MINERALES AURÍFEROS “SAN CAMILO”, UBICADA LA
PARROQUIA BELLAMARÍA, PERTENECIENTE AL CANTÓN SANTA ROSA
DE LA PROVINCIA DE EL ORO”; se ha desarrollado tomando en cuenta la
objetividad del proyecto para obtener como resultado el tiempo óptimo de molienda,
siendo necesario tener conocimiento claro del tipo de materiales a tratar, procedentes de
la Concesión Minera “Bravo” Código 2250.1.
Para la determinación del tiempo óptimo de molienda es necesario contar con las
características del mineral, para lo cual se realiza la caracterización mineralógica
macroscópica y microscópica en base a láminas delgadas de las muestras obtenidas con
el respectivo muestreo en la concesión minera, detallando así características como color,
estructura, textura, minerales principales y accesorios, dureza, etc., consiguiendo de esta
manera determinar el tipo de roca con la que se trabajará.
De igual manera se desarrolló una variedad de ensayos de laboratorio, con los cuales se
logró determinar las propiedades físico-mecánicas de las rocas, necesarias para su
correcta interpretación en el diagrama de flujo para el procesamiento de los minerales, las
propiedades que se determinó son: densidad, peso específico, porosidad, humedad, peso
volumétrico, abrasividad y la resistencia a la compresión simple o ensayo de compresión
uniaxial, datos que junto con las características mineralógicas descritas previamente,
determinaran los parámetros necesarios al determinar el tiempo de molienda, el mismo
que se desarrolló en base a pruebas en el molino de bolas a escala de laboratorio,
posteriormente se desarrolló el tamizado correspondiente, utilizando el producto final del
proceso en la determinación del porcentaje de recuperación a través del ensayo al fuego,
para completar el análisis en base a la malla valorada con que se determinará y se
recomendará la metodología idónea para la recuperación del mineral aurífero, en base a
la interpretación de resultados obtenidos en el desarrollo del proyecto, cada uno de los
procesos desarrollados fueron controlados en base al análisis estadísticos, con los cuales
se establece y desarrolla el método experimental básico en este tipo de procedimientos.
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3
ABSTRACT
The present investigation work called "DETERMINATION OF THE OPTIMUM
TIME OF MILLING FOR THE IMPLEMENTATION OF THE PLAN OF
BENEFIT OF AERIAL MINERALS" SAN CAMILO ", LOCATED
BELLAMARÍA PARISH, BELONGING TO CANTON SANTA ROSA OF THE
PROVINCE OF EL ORO"; it has been developed taking into account the objectivity
of the project to obtain as a result the optimum milling time, being necessary to have clear
knowledge of the type of materials to be treated, coming from the mining concession
"bravo" code 2250.1.
For the determination of the optimal grinding time it is necessary to have the
characteristics of the mineral, for which the macroscopic and microscopic mineralogical
characterization is made based on thin sheets of the samples obtained with the respective
sampling in the mining concession, detailing characteristics such as color, structure,
texture, main minerals and accessories, hardness, etc., thus getting to determine the type
of rock with which to work.
In the same way, a variety of laboratory tests were developed, with which it was possible
to determine the physical-mechanical properties of the rocks, necessary for their correct
interpretation in the flow diagram for the processing of the minerals in the Plant to be
implemented, the properties that were determined are: density, specific gravity, porosity,
humidity, volumetric weight, abrasiveness and the resistance to simple compression or
uniaxial compression test, data that together with the mineralogical characteristics
previously described, will determine the necessary parameters when determining the time
milling, the same that was developed based on tests in the ball mill at laboratory scale,
subsequently developed the screening corresponding to each test, using the final product
of the process in determining the percentage of recovery through the test to the fire, to
complete the analysis based on the valued mesh with which determine and recommend
the best methodology for gold ore recovery, based on the interpretation of results obtained
in the development of the project, each of the developed processes were controlled based
on statistical analysis, with which it is established and allows develop the basic
experimental method in this type of procedures.
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4
3. INTRODUCCIÓN
La minería es considera como una de las principales actividades económicas a nivel
mundial, genera gran expectativa alrededor del sitio que se desarrolla y el área de
influencia en la cual se produce dicha actividad, puesto que brinda un amplio campo
laboral ya sea directa o indirectamente. En el Ecuador 17 proyectos mineros marcan la
columna vertebral a gran y mediana escala; cinco de estos se encuentran suficientemente
avanzados para merecer el estatus de "proyecto estratégico", que los califica para obtener
un énfasis adicional y apoyo del gobierno. El hecho de estabilidad jurídica, ubicación
geográfica y la diversidad de minerales marcan en Ecuador la denominación de “País con
potencial minero”1.
La Zona 7 de Planificación (Región Sur del Ecuador), constituida por las Provincias de
Loja, Zamora y El Oro, en las cuales se desarrollan actividades mineras desde campañas
de exploración, hasta el beneficio de minerales, previa su comercialización. La minería
desarrolla un concepto integral; desde búsqueda – evaluación – extracción y beneficio de
minerales.
De esta manera dentro del ámbito minero se llevan diversos procesos para separar al
mineral de valor, de la roca de caja, teniendo como principal proceso a la conminución
para identificar los procesos que tienen que ver con la acción de reducción de tamaño de
los minerales y liberar las especies valiosas contenidas en ellos. Según este concepto, la
voladura de rocas (tronadura) en la mina, es el primer proceso de conminución en la línea
de operaciones de mina y planta. Para el control metalúrgico, operacional y chequeo de
las características de diseño de una planta de conminución de minerales, es importante
contar con toda la información necesaria para realizar los balances de materiales en cada
punto del proceso2; así como también se debe contar con datos de cada uno de los
procesos realizados a posterior a la conminución, siendo estos parte de la etapa de
beneficio del mineral.
1 Ecuador Mining Catalog MINISTRY OF MINING. Informed de PADAC – 2018. 2 Gobierno de Chile. 2007. MANUAL GENERAL DE LA MINERIA Y LA METALURGIA. ISBN: 956-
8514-01-5. 399 páginas.
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En la provincia de El Oro (Región Sur del Ecuador), se desarrollan actividades mineras
en el orden de pequeña o mediana escala, teniendo como representantes a las empresas
mineras “BIRA” y “ELIPE S.A.” referentes mineros en tema de extracción y beneficio
mineral. Dentro de los procesos mineros se considera el tratamiento y beneficio mineral,
puesto que para su comercialización es necesario procesar estos minerales, debido a que
resulta imposible hacerlo con el material primario que proviene de la explotación, razón
por la cual se debe cumplir con una secuencia tecnológica estricta optimizando energía,
tiempo y costos.
El presente trabajo de carácter investigativo de tercer nivel, se realizará para la
“DETERMINACIÓN DEL TIEMPO ÓPTIMO DE MOLIENDA PARA LA
IMPLEMENTACIÓN DE LA PLANTA DE BENEFICIO DE MINERALES
AURÍFEROS “SAN CAMILO”, UBICADA LA PARROQUIA BELLA MARÍA,
PERTENECIENTE AL CANTÓN SANTA ROSA DE LA PROVINCIA DE EL
ORO”. Para el efecto se procederá mediante una serie de ensayos y pruebas normadas
(ASTM) que están contempladas en la metodología del presente trabajo, dando a conocer
el proceso completo para cada uno de los objetivos a desarrollarse.
En base a la determinación del tiempo óptimo de molienda de los materiales que
ingresarán en la planta, se tendrá mayor porcentaje de liberación del mineral de interés
económico; así como también el adecuado consumo energético por tonelada tratada y
beneficiada, puesto que se lo considera como rubro de mayor costo económico en el
tratamiento y beneficio mineral.
Para definir el tiempo óptimo de molienda (tῡ) se requiere establecer varias características
que poseen los minerales procedentes de los yacimientos primarios, siendo estos el
tamaño de grano o partícula con la que cuenta cada mena polimetálica (Au, Ag o Cu), en
base a de diversos ensayos granulométricos y petrográficos en los cuales se establecerá
los distintos componentes de las rocas, teniendo de esta manera la superficie especifica
del mineral, también se determinó las propiedades físico-mecánicas que presenten dichos
materiales a tratarse, mismos que se consideran fundamental en el posterior beneficio del
mineral en la planta “San Camilo”, misma que contará con capacidad de procesamiento
mineral de 100 Ton/Día.
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Las etapas de reducción de tamaño (trituración/molienda) deben describir material de
ingreso – salida (D80 – d80); grados de reducción (STotal; ietapas) características
tecnológicas de las trituradoras y molino (generalmente molino de bolas). Las
características de la planta se complementará con el análisis de variables de operación
como son: consumo energético en molienda, dimensión de molino, elementos
molturantes, tamaño de alimentación, relación entre diámetro y longitud, como
características principales.
En tanto que, para la determinación del tiempo óptimo de molienda se desarrollaron
pruebas a nivel de laboratorio, en las cuales se obtuvo diversas granulometrías que fueron
sometidas a ensayos al fuego y realizar las respectivas comparaciones con los diferentes
tiempos de molienda. En relación a beneficio en sí; la determinación de la mejor
tecnología disponible en base a los resultados obtenidos por la liberación de la partícula
mineral de interés económico definida en el análisis por malla valorada.
OBJETIVOS
Objetivo general
Determinar El Tiempo Óptimo De Molienda Para La Implementación De La Planta De
Beneficio De Minerales Auríferos “San Camilo”, Ubicada En La Parroquia Bella María,
Perteneciente Al Cantón Santa Rosa, De La Provincia De El Oro”.
Objetivos específicos
- Describir las propiedades mineralógicas y petrofísicas de las rocas y minerales a
procesar en la planta San Camilo.
- Establecer las propiedades físico-mecánicas de los materiales que permitirán entender
el diagrama de procesamiento mecánicos en la planta.
- Definir el tiempo óptimo de molienda a nivel de laboratorio, para obtener los mayores
porcentajes de liberación en la implementación de la planta “San Camilo”.
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4. REVISIÓN LITERARIA
4.1 Propiedades generales de las rocas.
La determinación de las principales propiedades de las rocas es crucial en el afán de
obtener diversos beneficios que puedan brindar estos materiales en general.
4.1.1 Mineralogía
Según Hurlbut, Cornelius Jr. (1974), consideran que el objetivo de la mineralogía “Es
deducir los aspectos históricos, químicos y físicos de la corteza terrestre, la denominación
mineral y el estudio de la mineralogía se limita a materiales de origen natural”.
Según Ovejero A., (2010), define a la mineralogía como “Ciencia de la geología dedicada
al estudio de la estructura cristalina y las propiedades intrínsecas de los minerales. Aborda
el conocimiento específico de la morfología geométrica y relación con las propiedades
ópticas, que conducen al conocimiento de minerales petrogenéticos y de mena”. En este
sentido, se conoce cada una de las propiedades físicas y químicas, así también, su forma,
composición, origen, clasificación e identificación de los yacimientos en donde se
encuentran depositados naturalmente.
4.1.2 Mineral
Según Griem W., (2015). “Los minerales son componentes naturales y materialmente
individuales de la corteza rígida. Los minerales son:
- Son naturalmente formados.
- Inorgánicos.
- En general sólidos.
- Poseen una composición química definida.
- La mayoría de los minerales son cristales”.
De esta manera, al mineral se lo puede catalogar como una sustancia de procedencia
natural, con una composición química definida, en estado sólido e inorgánico, con
características singulares para cada especia mineral. Es necesario el estudio de las
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propiedades mineralógicas, puesto que se puede encontrar las características específicas
o propiedades únicas con las que cuentan los minerales en la corteza terrestre, de esta
manera, se tiene una idea general del mineral que se desea identificar. Dentro de las
principales propiedades mineralógicas a identificarse en un mineral son las propiedades
físicas y químicas que se hace referencia a continuación:
- Propiedades físicas:
Para definir las propiedades físicas de un mineral, es necesario conocer su composición
química, puesto que la mayor parte de estas propiedades parten de la química de los
minerales.
- Forma: Identificar a los minerales por su forma y tamaño, es una tarea un tanto
compleja, puesto que si nos fijamos que al fracturarse un mineral, este cambiará su
forma y tamaño, aunque el mineral sigue siendo el mismo. Por lo general la forma
externa de un cristal correspondiente a una especie mineral cualquiera queda
determinada por su velocidad de crecimiento.
- Color: El color es una propiedad que suele resultar muy útil a la hora de reconocer a
un mineral. Sin embargo algunos minerales presentan distintos colores debido a la
aparición de impurezas en su formación. Un claro ejemplo de impurezas en la
formación de cristales es la Amatista, siendo la alteración producida por el hierro.
- Brillo: Es la capacidad de un mineral para reflejar la luz, desde su superficie. Para
clasificar el tipo de brillo se utilizan nombres de objetos conocidos con un brillo
parecido. Por ejemplo se dice que un mineral presenta un brillo metálico como la
galena, vítreo como el olivino, sedoso como el yeso o mate como la caolinita.
- Tenacidad: Se denomina tenacidad a la deformación de un mineral cunado es
golpeado o presionado. Si se rompe con facilidad se dice que es frágil, en caso
contrario es tenaz. Otros materiales son dúctiles o maleables. Ejemplos: cuarzo y
azufre.
- Dureza: La dureza es la resistencia que ofrece un mineral a ser rayado por otro objeto
o por otro mineral. Para medir la dureza de un mineral se utiliza la escala de Mohs.
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- Fractura: Se denomina fractura a la cualidad de romperse sin forma determinada.
Algunos minerales al ser golpeados se fracturan siguiendo superficies curvas y lisas
o bien formando astillas, aunque la mayoría de ellos se rompen de forma irregular.
4.1.3 Petrografía
Según (Castro, 2015) la “Petrografía es una herramienta esencial de la petrología. Para la
petrología, las rocas son el objeto formal, como lo son las plantas para la botánica, pero
también son conceptos abstractos para los petrólogos tales como magmas, líquidos,
fluidos, sistemas termodinámicos. Sin embargo, no hay una barrera clara entre petrografía
y petrología, pues la observación y descripción de las rocas requiere de conocimientos
básicos de los sistemas abstractos enunciados en los principales de la Petrología”.
En base a los análisis petrográficos realizados en las rocas, podemos definir características
esenciales para diferenciar entre los distintos tipos de componentes minerales presentes
en las mismas, de esta manera, se puede tener una idea clara del tipo de roca con el que
estamos tratando.
4.2 Propiedades físicas de las rocas
Para poder caracterizar las rocas, es necesario conocer las propiedades físicas de las
mismas para lo cual se debe conocer propiedades base, tales como:
- Densidad (ρ):
En función de cómo se encuentre la roca, se puede distinguir la densidad natural y la
densidad seca. La densidad natural o húmeda es la relación entre la masa de una muestra
de roca en su estado natural, o sea, con un cierto contenido de humedad, y el volumen
que ocupa:
𝜌 =𝑚
𝑣
Dónde: 𝝆 = densidad natural
m = masa de la muestra
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v = volumen de la muestra
En tabla a continuación de presenta la densidad de los minerales más comunes en la
corteza terrestre:
Tabla 1. Densidad de algunos minerales
Mineral Densidad (Kg/m3)
Anfíboles 2980-3200
Biotita 2900
Calcita 2710
Magnetita 5170-5180
Oligoclasa 2640-2670
Olivino 3250-3400
Cuarzo 2650
Fuente: Modificado de AFTES, (2003).
- Índice de vacíos (e):
Es la relación entre el volumen de vacíos y el de los sólidos.
𝑒 =𝑉𝑣
𝑉𝑠
Dónde: 𝒆 = Índice de vacíos
𝑽𝒗 = Volumen de vacíos
𝑽𝒔 = Volumen de solidos
- Porosidad (n):
Es la expresión del volumen de vacíos representado en porcentaje, del volumen total de
la muestra de roca analizada, sin tomar en cuenta el aire o el agua contenida en los poros.
𝒏 = 𝑽𝒗
𝑽
Dónde: n = porosidad
Vv = Volumen de vacíos
V = Volumen total
En algunas rocas, como las areniscas, los poros se pueden ver a simple vista, en otras solo
son visibles con el microscopio, como por ejemplo; en los granitos; en este tipo de rocas
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existe una red de microfisuras que producen una porosidad del orden del 1%. Dichos
poros y microfisuras están, en ciertos casos, interconectados y forman una red que permite
la circulación de fluidos, que ocasionalmente pueden ocupar todos los huecos disponibles
- Peso específico (γ):
Resulta la relación entre el peso de la muestra de roca y el volumen de la misma.
𝜸 = 𝑾𝑻
𝑽𝑻
Dónde: γ = Peso específico
WT = Peso Total
VT = Volumen Total
Las relaciones entre las diferentes fases constitutivas de la roca o el suelo (fases sólida,
líquida y gaseosa), permiten avanzar sobre el análisis de la distribución de las partículas
por tamaños y sobre el grado de plasticidad del conjunto. En los laboratorios de mecánica
de suelos puede determinarse fácilmente el peso de las muestras húmedas, el peso de las
muestras secadas al horno y gravedad específica de las partículas que conforman el suelo.
4.3 Propiedades de resilencia
- Deformación elástica y plástica
Según Billings, 1963, “La deformación que sufre un cuerpo de roca puede ser elástica o
plástica. La deformación elástica es proporcional al esfuerzo aplicado y la roca recupera
su forma original al retirarse el esfuerzo. Si se supera cierta magnitud de esfuerzo, propio
para cada material, denominado límite de elasticidad, la deformación es permanente.
Aumentando la magnitud del esfuerzo se llega a la ruptura de la roca”.
La respuesta ante esfuerzos es una propiedad intrínseca de los materiales. Hay rocas
frágiles, que ante esfuerzos rompen sin experimentar deformación plástica.
Opuestamente, hay rocas dúctiles, que tienen aptitud de deformarse dúctilmente previo a
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la ruptura (Fig. 1). El comportamiento de las rocas frente a esfuerzos se conoce por
ensayos de laboratorio.
- Resistencia a la compresión simple
Según (Ramírez & Alejano Monge, 2008), se puede determinar en base al ensayo de
compresión simple el mismo que “sirve para determinar la resistencia a compresión
uniaxial de una probeta cilíndrica de roca de altura entre el doble y el triple del diámetro.
Normalmente estas probetas se obtienen a partir de testigos de sondeos. También se
pueden obtener muestras a partir de bloques de roca mediante una sonda, en el laboratorio;
la extracción de estos bloques en la mina o en la obra se debe llevar a cabo sin voladuras,
ya que estas pueden generar en la roca nuevas microfisuras o aumentar las existentes, lo
cual se traduciría en una pérdida de resistencia de las probetas que se obtengan de ellos”
Figura 1. Esquema del ensayo de compresión simple.
Fuente: Ramírez & Alejano Monge, (2008).
La Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas (ISMR por sus siglas en ingles),
determino los índices de resistencia a la compresión simple de las rocas, presentando
valores que son inferiores a los 0.025 MPa para materiales como arcillas muy blandas en
las cuales el puño penetra fácilmente varios centímetros, valores de 1.0-5.0 MPa para
rocas muy blandas, en las cuales pueden ser rayadas con dificultad con la navaja, se
pueden hacer marcas poco profundas golpeando fuertemente con la punta del martillo,
valores de 25-50 MPa para rocas moderadamente duras, en no se puede rayar con una
navaja la muestra en mano, se puede romper con un golpe firme del martillo de geólogo
y el impacto con la punta del martillo indenta hasta 5 mm; y, valores superiores a los 250
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MPa para rocas extremadamente duras, en las cuales el martillo produce solamente
descarrillado de la muestra, sonido metálico de golpe y solo saltan esquirlas de roca.
Además de proporcionar la resistencia, este ensayo permite determinar las constantes
elásticas de la roca, ya sea por medio del módulo de Young y el coeficiente de Poisson.
Este módulo y coeficiente respectivamente, permiten clasificar las rocas según su
resistencia, es un parámetro importante en los criterios de rotura más utilizados (Mohr-
Coulomb y Hoek-Brown) y sirven para estimar la resistencia de los pilares en las
explotaciones mineras.
4.4 Tratamiento mecánico de minerales
Según El Manual General De Minería Y Metalurgia, (Chile, 2007.), El concepto de
conminución hace referencia a, “identificar los procesos que tienen que ver con la acción
de reducción de tamaño de los minerales y que permiten liberar las especies valiosas
contenidas en ellos”.
El proceso de conminución va desde el la voladura, dependiendo el método de
explotación a cielo abierto o subterráneo que se emplee, condicionando al material que
será procesado posteriormente en las plantas de tratamiento, puesto que al partir de los
frentes de trabajo, este material poseerá un diámetro especifico, siendo necesario el
tratamiento mecánico, para lograr diámetros adecuados a la alimentación de los diferentes
equipos con los que cuente la planta.
Dentro de la conminución del mineral, se debe considerar la resistencia a la fragmentación
que presenta el material, puesto que se ve directamente afectado a la reducción del tamaño
y condicionando al tipo de maquinaria a usarse para dicho trabajo. De esta manera
estamos hablando del índice de trabajo, siendo fácilmente fragmentable con un índice
bajo, siendo la razón de la trituradora alta, consecuentemente disminuyéndose las etapas
necesarias para el triturado. Siendo el caso contrario si el material posee un índice de
trabajo alto, no resulta factible el uso de trituradoras con bocas de menor diámetro, se
debe considerar un circuito de trituración mucho más extenso.
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Dentro del procesamiento mineral y la búsqueda del tamaño óptimo para liberar la
partícula mineral, se realiza a través de circuitos, pudiendo ser abiertos o cerrados (Fig.
2), dependiendo de las necesidades de producción y las características del material.
Figura 2. Circuitos para tratamiento mineral. a) Abierto; b) Cerrado.
Fuente: Gupta & Yan, (2006).
Dentro del tratamiento mecánico necesario que se debe dar a los materiales a procesar,
existen varias etapas que condicionan el mineral previo a su beneficio, teniendo como
actividad preliminar la separación de materiales, a través del cribado, ya sea en circuitos
abiertos o cerrados, con lo cual se consigo separar el material apto para la trituración o
luego de la trituración, del material que debe ser acondicionado previamente.
Posterior al cribado se da la reducción del material en base a las trituradoras primarias,
secundarias o terciarias, dependiendo del circuito, estas tendrán la ubicación adecuado,
con el fin de lograr un aprovechamiento óptimo de energía y recursos al triturar el
material; integrado al circuito esta la molienda en base a los distintos tipos de molinos y
su tecnología, que se encuentren en el mercado.
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4.4.1 Work index o índice de trabajo
El Work Index (WI) hace referencia a la determinación de la cantidad de energía necesaria
para reducir de tamaño determinado material, puesto que “a medida que el tamaño de las
partículas disminuye, el área de superficie de las partículas aumenta” (Gupta & Yan,
2006), consumiendo una considerable cantidad de energía en este proceso. En este sentido
tenemos que la Energía (E) utilizada en la reducción de tamaño, que ha dado como
resultado el cambio de la Superficie (S), determinada a través de:
𝑑𝐸 = 𝑘[𝑆𝑛 ∗ 𝑑𝑆]
Donde k es una constante y una función de la resistencia a la fractura de la roca. Siendo
determinado por diferentes autores, teniendo que:
Tabla 2. Constantes de aplicabilidad para la determinación del WI.
Autor Constante Aplicabilidad
Rittinger -2 Para tamaño grueso
Kick -1 Para tamaños finos, como áreas de molienda.
Bond -1.5 Cubre todos los rangos, siendo más aplicable para determinar la
energía requerida.
Fuente: Gupta & Yan, (2006).
La ecuación para la determinación del consumo de energía, es usado para determinar el
Índice de Bond, el cual según El Manual General De Minería Y Metalurgia, (Chile,
2007.), “El índice de trabajo es un parámetro de conminución, y expresa la resistencia de
un material a ser triturado y molido. Numéricamente son los kW∗ Tn corta (kilowatts-
hora por tonelada corta) requeridos para reducir un material desde un tamaño
teóricamente infinito a un producto de 80% menos 100 micrones, lo que equivale
aproximadamente a un 67% pasante a la malla 200”. Este índice se determina en base a
la siguiente ecuación:
𝐸 = 10 ∗ 𝑊𝑖 ∗ (1
√𝑃80
−1
√𝐹80
)
Dicho consumo específico de energía determina a su vez la capacidad de la sección de
molienda por la relación:
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𝑀 =𝑃
𝐸
Dónde: P = Potencia requerida
E = Energía empleada
- Aplicaciones del índice de Bond
Dentro del tratamiento y beneficio mineral, el Índice de Bond tiene una gran aplicabilidad
en los procesos tanto físicos como químicos, los cuales de indican a continuación:
- En simulación: Cuando se tiene que predecir el funcionamiento de un molino a partir
de datos obtenidos de otro modo de funcionamiento, teniendo como variable respuesta
el Wi, o como parámetro de escalamiento, etc.
- Como parámetro de diseño: Conociendo el Wi, puede determinarse la potencia del
motor que accionará el equipo (molino)/dimensiones del molino.
- Control de molinos industriales: El índice de trabajo determinado en planta Wi debe
ser igual al determinado mediante el procedimiento standard. La comparación es
válida para las condiciones standard de Bond, las cuales son: Molino de bolas de 8´x
8, circuito cerrado con clasificación y 25% de carga circulante. Para otras condiciones
se deben realizar las correcciones pertinentes.
4.4.2 Cribado
El cribado es el proceso que se lleva a la par con las etapas de trituración, con la finalidad
de establecer el control adecuado sobre el tamaño de partículas que ingresarán
posteriormente a las diferentes etapas establecidas en el circuito de conminución de los
minerales, este proceso puede llevarse a cabo mediante vía seca o húmeda. Dicha
separación de minerales, es necesaria puesto el producto final o descarga tanto las
trituradoras, como de los molinos no es 100% homogéneo, teniendo materiales con
diferentes diámetros, por lo consiguiente al usar un control adecuado en la clasificación
de dichos materiales, se puede mejorar tanto la capacidad, el tamaño y la forma de la
partícula del material tratado. La caracterización técnica de las cribas, están basadas en
tres aspectos fundamentales, siendo estos los siguientes:
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- Superficie y apertura
Este tipo de pantalla son generalmente gruesas montadas sobre rieles de acero, varillas o
barras que forman rejillas de un modelo determinado, conocidos generalmente como
pantallas Grizzly. La selección de carriles varía en tamaño desde aproximadamente 7,4
kg/m hasta aproximadamente 225 kg / m. Los rieles generalmente corren paralelos entre
sí durante toda la longitud de la superficie de apantallamiento. Las separaciones en el
medio son del orden de 5 - 200 mm. Para un flujo suave de materiales, las aberturas son
cónico, la parte superior es más ancha que la inferior.
Dentro de las características que se debe especificar para la superficie y apertura de las
cribas, se tiene: el tipo de perforación y el tejido de la malla a utilizarse. Generalmente
las placas de las cribas son fabricadas de acero reforzado, en algunos caso pueden
encontrarse aleaciones de carbono, de igual manera pueden estar fabricadas por plásticos
duros como el poliuretano o el caucho (Fig. 3).
Figura 3. Tipos de aberturas para la pantalla (circular y rectangular).
Fuente: Gupta & Yan, (2006)
La selección del tipo de alambre está en base a las condiciones ambientales y la
producción diaria de la planta, por lo que los alambres más usados es el acero al carbono,
los de bronce o latón; aunque el uso de mallas de plástico como el poliuretano que es muy
aplicado en ambientes ácidos, cáusticos o húmedos. En general el tipo de tramado usado
en la industria minera son los rectangulares. Matthews, (1953), sugiere que para una malla
de alambre rizado, una abertura rectangular es estable con una relación de ranura de 12:1
con un cable grande y 4:1 con alambre pequeño. El tamaño y la apertura de las mallas
para el cribado está en función del tipo de agujero, el tramado y el tipo de flujo que
presente la malla (Tabla 3), reflejado en la abertura que de la malla de las pantallas.
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Tabla 3. Dimensiones según el tipo de malla usada para las cribas.
Tipo de apertura Dimensión apertura (mm) Abertura (%)
Agujero cuadrado, en línea 35 190 49 – 63
Agujero cuadrado, escalonado 8 – 30 33 – 44
Agujero redondo, escalonado 12 – 190 30 – 48
Agujero ranurado, escalonado paralelo
a la ranura (flujo).
2 x 25
0.30 x 40
28 – 41
Fuente: Gupta & Yan, (2006).
- Criba de pantalla recta estacionaria
Este tipo de pantallas pueden operarse de forma horizontal o inclinadas, recomendándose
la instalación con cierto grado de inclinación con lo cual se aumenta el porcentaje de
separación de material por caída libre, considerándose la forma y el tamaño de la partícula
importantes en el cribado.
Dentro de los tipos de cribas estacionarias, puede considerarse la inclinación que estas
presenten, en muchos de los casos posee inclinación simple de hasta 15°, caracterizado
por un cribado estratificado, inclinación doble con la cual el tipo de cribado es
preferentemente por caída libre, siendo de gran efectividad pero viéndose disminuida en
la selectividad de los materiales cribados; también existen las cribas con triple inclinación,
los cuales cambian la capacidad y selectividad, siendo adecuados para la producción de
diferentes partículas. En este sentido para la selección de las pantallas se debe considerar
el movimiento de las partículas sobre la superficie de la misma, considerándose entre las
más comunes las pantallas rectas, en las cuales está considerado la apertura en función de
la probabilidad de que cierto tamaño de material pase por la apertura.
- Criba de pantalla curva estacionaria
También conocida como criba de inclinación múltiple o codo de tamiz. Tiene gran
acogida en la industria minera del carbón, en otros casos es usada para el cribado por vía
húmeda. Al igual que las cribas rectas, estas son fabricadas de barras de acero inoxidable
dispuestas una de manera paralela entre sí (Fig. 4), “los alambres de acero inoxidable se
estrechan desde aproximadamente 2 mm hasta aproximadamente 1 mm. Se doblan
formando un cóncavo de 40 ° a 60 ° con un radio de curvatura entre 900 mm y 2000 mm
dependiendo de la longitud de la pantalla”. (Gupta & Yan, 2006).
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La alimentación de este tipo de cribas brinda la posibilidad para la actuación de la
gravedad, puesto que la curvatura de la parrilla, permite que en base a la fuerza centrífuga
las partículas de los minerales se adhieran a la criba, teniendo lugar la separación en cada
encuentro del flujo con los barrotes aumentando el porcentaje de separación,
convirtiéndose el diámetro de los barrotes en el parámetro fundamental en la selección de
una criba curvada. .
Figura 4. Esquema de una criba curva estacionaria.
Fuente: Gupta & Yan, (2006)
- Criba de pantalla vibratoria recta y curva
El punto crítico en el diseño de las pantallas para una criba se presenta en el cegamiento,
debido a esto a las pantallas se le ha agregado un tipo de movimiento vibratorio con lo
cual se disminuye el cegamiento, aumentando el porcentaje de recuperación de las
mismas.
El movimiento impartido a estas pantallas esta generado de manera mecánica o eléctrica,
mediante el accionar de grandes muelles, poleas y poleas, que transforman el movimiento
de las mismas en vibración de la pantalla. Al igual que en las pantallas fijas, la selección
del diámetro de la malla está dado por el tamaño de producto que se debe adicionar al
circuito. Dentro de las características técnicas de este tipo de cribas, podemos encontrar
las detalladas en la Tabla 4.
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La vibración de la pantalla en la criba ayuda a la separación de finos a través del mallado,
también quita la acumulación de material en las aberturas y mantiene activa a la pantalla
en el proceso de separación del material.
Tabla 4. Características técnicas de algunas cribas vibratorias.
Movimiento de
Pantalla
No.
Eje
Tipo de eje Tipo de
movimiento
Distancia de
correa, mm.
Frecuencia,
RPM
Oscilante, lineal 1 Excéntrico Circular <25 500 - 2500
Vibratorio 1 Excéntrico Circular 15 – 30 25 – 500
Adelante 2 Doble
Excéntrico
Movimiento
hacia adelante. - -
Reciproco 2 Reciproco,
Excéntrico -
25 -75
75 - 100
200 – 300
150
Fuente: Modificado de (Gupta & Yan, 2006)
4.5 Correas o bandas transportadoras
Las cintas transportadoras son uno de los principales medios de movilización de
materiales para su proceso, sus características técnicas las han convertido en uno de los
pilares principales al momento de la implementación de un sistema de transporte, tiene
gran aceptación en la industria minera, de la construcción, industria alimenticia, etcétera,
en especial en las plantas de tratamiento y beneficio de minerales, puesto que “las cintas
transportadoras no tienen competencia en cuanto a capacidad de transporte.
A una velocidad de 5 m/s y un ancho de cinta de 60 pulgadas se pueden descargar más de
100 toneladas métricas por minuto de material; esto quiere decir 6.000 Tn/h de material”.
(Manual General De Minería Y Metalurgia, Chile, 2007.), . Este tipo de transporte de
materiales es operado sobre un conjunto de poleas las mismas que necesitan el
mantenimiento. El tipo de carga en las correas trasportadoras es una de las características
fundamentales, al momento de seleccionarlas, puesto que de este factor dependerá la
duración de la vida útil de la misma, para esto se debe tener en consideración los
siguientes aspectos:
- El material a transportar debe estar en sincronía con la correa.
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- La altura de caída del material debe ser la mínima y el material debe ser depositado
en el centro de la correa, evitando someter a esfuerzos innecesarios, reduciendo la
vida y la capacidad de la cinta.
- Se debe cribar el material si presenta distintos tipos de granulometría.
- La tolva de alimentación no debe estar en contacto con la correa. Es aconsejable que
presente una distancia entre 20 y 30 mm.
En general para la selección de las correas trasportadoras, también se debe considerar
aspectos tales como se muestran en la Tabla 5.
Tabla 5. Características técnicas para la selección de un correa trasportadora.
Parámetro Características
Esquema de instalación Diagrama de flujo de la planta de procesamiento
Material transportado
- Denominación del producto
- Descripción
- Densidad
- Granulometría
- Presencia de aceite o grasas
- Temperatura del producto
- Humedad
- Abrasividad
Capacidad máxima de transporte Producción hora, diaria, mensual.
Dimensiones de la correa
- Ancho
- Distancia entre tambores
- Desniveles entre tambores
- Diámetro de los tambores
Mando
- Tambor simple o doble
- Angulo de abrace de la correa al tambor
- Superficie del tambor de mando
- Localización del mando.
- Tipo de arranque empleado.
Sistema tensor - Tipo
- Localización
Rodillos portantes
- Material de construcción
- Diámetro
- Angulo de la cama
- Numero de Poleas
Poleas
- Material de construcción
- Diámetro
- Distancia entre poleas
Sistema de carga
- Diagrama de flujo
- Tipo
- Altura de caída
- Angulo de caída
Fuente: Manual General De Minería Y Metalurgia, (Chile, 2007).
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4.5.1 Tipos de correas transportadoras
- Cinta transportadora
Son cintas que en muchos de los casos suelen estar dispuestas o fijadas sobre una
estructura de hormigón armado o estructura metálica, permanecen la mayor parte de su
vida útil en posición invariable, aunque en otros caso estas pueden ser móviles, en base a
un sistema de rodaje prediseñado para desplazarse sobre el terreno donde se requiera el
movimiento o transporte de materiales.
- Elevador de cangilones
Los elevadores de cangilones en su mayoría son fabricados en forma estándar en planchas
de acero con aleaciones, pudiendo construirse en acero inoxidable y aceros galvanizados
para aplicaciones especiales según necesidad y el tipo de materiales a movilizar. Se usa
en el transporte de materiales grandes, abrasivos o pulverulentos, la velocidad de
desplazamiento del órgano de tracción es baja; consiste en que los materiales a transportar
caen desde la tolva de carga directamente en los cangilones, los cuales van haciendo su
recorrido continúo.
Funciona con grandes velocidades de desplazamiento (1.2m/s a 4 m/s), esta velocidad
hace que se genere una fuerza centrífuga, lo cual ocasiona que la carga salga de cierto
modo despedida hacia la tolva de descarga; la distancia a la que se sitúan los cangilones
debe ser de 2 a 3 veces la altura del mismo, lo normal es que se combine con un sistema
de carga por dragado. Aprovecha el propio peso del material para la descarga del mismo,
se manejan velocidades bajas (0.5 m/s y 1 m/s); puede ser de 2 formas por gravedad libre,
en el cual se debe inclinar el elevador de cangilones, ya sea por la inclinación de la correa
o cadenas sobre las que vayan los cangilones, esto con el objetivo de que al giro del
cangilón la carga caiga en la tolva de descarga;
4.6 Trituración
Es considerada como la operación unitaria destinada a la generación de partículas cuya
área superficial se ve aumentada. Teniendo como objetivos:
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- Facilitar el manejo de los materiales
- Facilitar la mezcla de los materiales.
- Aumentar área superficial de los materiales para facilitar contacto y reacciones
químicas.
La trituración es considerada como uno de los procesos de gran consumo de energía y
aquí radica la importancia del estudio y optimización de esta operación. Este proceso se
debe principalmente a cuatro modos de fractura (impacto, compresión, atrición y corte).
- Impacto, la fragmentación se produce debido a un golpe instantáneo y seco de un
material sólido duro sobre la partícula de roca o mineral, o por golpe de la partícula
contra el sólido duro, o finalmente por golpes o choques entre partículas.
- Atrición, las partículas se desmenuzan debido a fuerzas de fricción que se generan
entre dos superficies duras o entre partículas. Como resultado se producen partículas
bastante pequeñas o también grandes.
- Corte, la fragmentación se produce debido a una fuerza cortante.
- Compresión, la fragmentación se produce por acción de una fuerza de compresión
generada entre dos superficies duras.
4.6.1 Trituradoras primarias
Es una etapa amplia en la que se obtienen elementos con diferentes tamaños a partir del
material proveniente de la mina. Se suele hablar de una trituración primaria (tamaño
inferior a 100 mm), una trituración secundaria (tamaño inferior a 25 mm) y una trituración
terciaria, al final de la cual el material está formado por fragmentos inferiores a 10 mm.
Para hablar de trituración primaria, ese necesario tener claro algunas variables que
influyen directamente en este proceso, puesto que al ser la etapa inicial en el tratamiento
mecánico del mineral, se debe conocer a detalle el material a procesar. Los principales
equipos de trituración primaria, se encuentran las trituradoras de mandíbulas y sus
diferentes modelos.
- Trituradora de mandíbulas
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“Las trituradoras de mandíbula están diseñadas para impartir un impacto en una partícula
de roca colocada entre una placa fija y una placa móvil (mandíbula)”. (Gupta & Yan,
2006). La disposición de estas placas es en forma de V, el sistema de movimiento de la
mandíbula móvil está dado por una biela excéntrica y de placas de articulación (Fig. 5).
Por lo general, ambas caras o placas están recubiertas, pudiendo ser plana o convexa;
simple o corrugadas.
En los circuitos de trituración son usadas como trituradoras primarias construidas para
recibir fragmentos de roca de gran tamaño. En el mercado existen varios modelos de este
tipo de trituradoras, diferencias por el mecanismo usado al aplicar las fuerzas de atrion y
compresión. Teniendo de esta manera que cuando, la placa móvil pivota en el extremo
superior (trituradora Blake) o en el extremo inferior (trituradora tipo Dodge) y conectado
a un eje excéntrico. En trituradoras universales, las placas se pivotan en el medio, por lo
que tanto el extremo superior como el inferior pueden moverse.
Figura 5. Esquema de una trituradora de mandibulas tipo Blake.
Fuente. Tomado de: @alibaba-inc.com
Las trituradoras Blake son unidades de palanca simple o doble. La función de la (s)
palanca (s) es mover la mandíbula pivotada. La acción de recuperación de la mandíbula
desde el extremo del recorrido es por resortes para trituradoras pequeñas o por una biela
para trituradoras más grandes. Como acción recíproca quita la mandíbula móvil de la
mandíbula fija, las partículas de roca rotas se deslizan hacia abajo, pero otra vez atrapado
en el siguiente movimiento de la mandíbula oscilante y aplastado. Para una acción
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recíproca suave de las mandíbulas móviles, volantes pesados se utilizan en ambos tipos
de trituradoras.
El tamaño de estas trituradoras se designa indicando las dimensiones de la abertura de
alimentación (gape) y el ancho de la boca de alimentación (width) medidas en pulgadas
o milímetros (Bxb). El tamaño de estas máquinas puede variar desde 125 x 150 mm. a
1600 x 2100 mm.; pudiendo triturar partículas desde 1,2 m. de tamaño aproximadamente,
el ángulo formado entre las mandíbulas, normalmente es menor a 26º, a objeto de
aprisionar a las partículas y no dejar que estas resbalen a la parte superior y los tonelajes
máximos alcanzan las 700 a 800 tph. La velocidad de la máquina, varía inversamente con
el tamaño y usualmente está en el rango de 100 a 400 rpm., el radio de reducción promedio
es de 7:1, y puede variar desde 4:1 hasta 9:1, la potencia consumida puede variar hasta
400 hp, para el caso de las maquinas grandes. Teniendo que los parámetros tecnológicos
se resumen a: ángulo de agarre, frecuencia de rotación, productividad, energía consumida
y potencia del motor.
4.6.2 Trituradoras secundarias.
Dentro de los equipos de trituración secundaria se encuentran las trituradoras giratorias y
las trituradoras de cono las mismas que pueden ser integradas al circuito de trituración,
en algunos de los casos y con el fin de tener un mejor aprovechamiento energético, a las
trituradoras secundarias se las adapta como una trituradora terciaria.
- Trituradora giratoria
“Básicamente trituradoras giratorias consiste en un sólido fijo cáscara cónica o cuenco
(también llamado cóncavos) y un cono sólido dentro del recipiente llamado rotura
cabeza”.(Gupta & Yan, 2006). Dentro de los circuitos de conminución suelen ser usadas
como trituradoras primarias o secundarias, debido a sus características. El cabezal de
ruptura se fija a un eje central, que es hidráulicamente suspendido o sujetado
mecánicamente de una araña (Fig. 6).
El extremo inferior del eje usualmente se apoya en un pistón soportado hidráulicamente.
El extremo inferior del eje está conectado a un bisel y arreglo de piñón con dientes rectos
o espirales que al girar por un diario mueve el parte inferior del eje excéntricamente.
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Figura 6. Esquema de una trituradora giratoria.
Fuente: Gupta & Yan, (2006)
Cuando el manto se aleja durante su ciclo de giro, la roca triturada se desliza hacia abajo
para ser atrapado nuevamente entre el manto y el cóncavo en el siguiente ciclo, lo que da
como resultado un tamaño adicional reducción (Fig. 7). El proceso se repite hasta que los
tamaños de la roca rota sean menores que el conjunto abierto en la parte inferior de la
trituradora.
Figura 7. Vista en planta de un trituradora giratoria.
Fuente: Gupta & Yan, (2006).
En la tabla 6 se puede apreciar las características técnicas de las trituradoras giratorias
usadas en la minería.
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Estos equipos pueden encontrarse tanto en plantas de tratamiento situadas en la superficie
como en etapas de pre machaqueo en el inferior de la mina. Los materiales a triturar son
reducidos por aplastamiento o compresión entre una pared cónica fija y un cuerpo
troncocónico, montado un eje vertical, movido en su base por una excéntrica. En todo
instante, la trituradora giratoria se comporta como una machacadora de mandíbulas, al
igual que en las machacadora de mandíbulas, en la zona de descarga. Una modificación
en las trituradoras giratorias son los conos, siendo el tipo Symons el más utilizado en los
cuales el eje reposa, por medio del cuerpo cónico, sobre unos cojinetes esféricos.
Tabla 6. Características de las trituradoras giratorias
De eje largo.
Características Pequeñas Grandes
Tamaño 63.5-71 mm 1829-2294 mm
Altura útil 0.48 m 10.5 m
Rango establecido 25.4-44.5 mm 228 - 305 mm
Rev. /min. 700 175
Potencia, kW 2.2 298
De eje cortó.
Características Pequeñas Grandes
Tamaño 762-1524 mm 2133- 2794 mm
Rango establecido 50.8-152 mm 178-305 mm
Rev. /min. 425 275
Potencia, kW 149 750
Fuente: Gupta & Yan, (2006).
- Trituradora de cono
Las trituradoras de conos tiene el principio funcional de las trituradoras de conos, basadas
en la compresión del material entre las paredes cóncavas de los equipos con la diferencia
que el apoyo de estas trituradoras están en la parte inferior y no así las giratorias que se
sujetaban en el spider, están basadas en el diseño original de Symons. Este tipo de
trituradoras suelen ser usadas en el circuito de trituración como trituradora secundarias o
implementarse un proceso más extenso en el cual sirvan como trituradoras terciarias.
El cabezal rompiente gira dentro un cono truncado invertido. Estas trituradoras están
diseñadas para que la relación entre la cabeza y la profundidad sea más grande que la
trituradora giratoria estándar y los ángulos del cono son mucho más planos y la pendiente
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del manto y los cóncavos son paralelos entre sí. Los ángulos más planos ayudan a retener
las partículas son más largas entre las superficies de trituración y, por lo tanto, producen
partículas mucho más finas (Fig. 8). Para evitar daños en las superficies de trituración, el
cóncavo o la cáscara de las trituradoras se mantienen protegidas por muelles fuertes o
sistemas hidráulicos cedan para permitir el paso del material de trampilla.
Figura 8. Esquema de una trituradora de cono.
Fuente: Formats Construction Machinery Co., Ltd.
Este tipo de trituradoras se caracterizan por alimentaciones y productos más finos, son
máquinas más pequeñas, pudiendo funcionar con mayores velocidades, aunque con un
descenso notable de la capacidad y para aumentar la capacidad se realizaron nuevos
diseños, siendo preciso variar el perfil del cóncavo y de la nuez que adoptan las formas
correspondientes a un cono Symons. En la Tabla 7, se presentan algunas de las
características principales de las trituradoras de cono.
Son muy sensibles a la humedad, debido a que la roca no puede salir sin haber sido
triturada al menos una vez en la zona paralela entre cóncavo y nuez, puesto que a nuez y
el cóncavo van recubiertos de camisas de acero al manganeso.
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Tabla 7. Características de diseño de las trituradoras de cono estándar.
Características de Diseño Circuito Abierto Circuito Cerrado Máx. Mín. Máx. Mín.
Tamaño, mm. 3050 600 3050 600
Rango de tamaño de la cámara
trituradora 76 - 432 25 – 76 76 – 178 25 - 51
Ajuste de descarga (extremo cerrado) 22 - 38.1 6.4 –
15.8 6.4 – 19 3.2
Potencia, kW. 300 - 500 25 - 30 300 - 500 25 – 30
Fuente: Gupta & Yan, (2006).
4.7 Molienda
Genera un productivo definitivo, bien para su comercialización, bien para la etapa
posterior de separación de componentes valiosos de no valiosos. En ocasiones, el tamaño
de las partículas debe alcanzar valores tan pequeños como 20 – 30 micras (prepara la
entrada en los circuitos de flotación).
Las diferencias entre unos y otros equipos son importantes, aunque un primer aspecto que
los caracteriza es el tipo de fragmentos que generan. Un aparato que actúa por compresión
produce una menor cantidad de finos que otro que actúa por impacto y éste, a su vez,
menor cantidad de material fino que los que actúa por fricción.
Dentro de los circuitos de conminución de los materiales, es necesario determinar el
consumo energético de cada uno de los equipos requeridos para dicha operación. Este
enfoque resulta ser bastante lógico, ya que tales operaciones son las responsables en gran
medida del elevado costo, por consumo de energía, de las operaciones involucradas en el
procesamiento de minerales. De esta manera, la información es interpretada casi
exclusivamente en términos de relaciones empíricas de energía versus reducción de
tamaño o más conocidas como las Leyes de la Conminución.
La molienda generalmente está dada mediante equipos de forma tubular, caracterizados
en su alimentación y descarga, teniendo tres modelos bien definidos que se presenta en la
Fig. 9. Los contornos aproximados de tres tipos comunes de molinos tubulares, la Fig. 9
a) indica un molino donde se coloca un tamiz o rejilla antes del extremo de salida para
que las partículas más grandes que las aberturas del diafragma no se descargan sino que
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se retienen durante molienda. Los molinos de descarga de rejas producen menos molienda
excesiva en comparación con los molinos de desbordamiento molinos y son los más
adecuados para moler a 150 - 250 micras; la Fig. 9 b) muestra que la descarga del molino
es por desbordamiento de los contenidos.
Figura 9. Esquema de molinos tubulares de acuerdo al alimentado y descarga.
Fuente: Gupta & Yan, (2006).
Es el más adecuado para molienda fina a 75 - 106 micras, y, la figura 9 c), la abertura de
descarga está en el centro del molino, mientras que el alimento proviene de ambos
extremos del molino. Los molinos son por lo tanto designados como de descarga por
periferia central, siendo el diámetro del muñón de alimentación es ligeramente más
pequeño que el muñón de descarga que se abre a facilitar el flujo de lodo a través del
molino y evitar que el lodo intente descargarlo a través del muñón de alimentación.
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Este tipo de aparatos producen la reducción del tamaño de las partículas por una
combinación de aplastamiento, fricción y percusión. Se encuentran representados por los
molinos de bolas y de barras que trabajan en medio húmedo y seco. Estos molinos están
constituidos por tambores cilíndricos o cilíndrico-cónicos de eje horizontal, provistos, en
su interior, de blindajes y parcialmente rellenos de cuerpos de molienda formados por
bolas de acero, barras cilíndricas de acero, etc.
4.7.1 Principales tipos de molinos
- Molino de barras
“Los molinos de barras son cilindros metálicos que tienen en su interior barras de acero
habitualmente de 3,5 pulgadas de diámetro, que son los elementos de molienda. El molino
gira con el material proveniente de la trituradora terciaria y/o cuaternario que llega por
una correa transportadora, y cae sobre el material, produciendo el efecto de reducción de
tamaño”. (Manual general de Minería y Metalurgia, Chile, 2007).
Figura 10. Esquema de un molino de barras, con descarga periférica.
Fuente: (Gupta & Yan, (2006).
La sección transversal de las barras es generalmente circular, pero se han utilizado varillas
con secciones cuadradas y hexagonales. Las barras que tienen secciones transversales
distintas de las redondas no tienen ninguna ventaja particular en el rendimiento. Varillas
con secciones redondas son más fáciles de manejar. Los revestimientos protegen la
carcasa del molino de barras y están hechos de caucho o acero y están atornillados al
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32
casco con o sin respaldo de goma. Los revestimientos tienen un grosor de 65 a 75 mm y
una altura de 60-90 mm.
Debido al tamaño grueso del producto relativamente uniforme, los productos de molino
de barras se han usado generalmente como material de alimentación para molinos de bolas
(Fig. 11). Los circuitos de trituración generalmente están dispuestos para recibir mineral
triturado de una trituradora secundaria primero en molinos de barras y luego en molinos
de bolas.
Figura 11. Circuito integrado entre un molino de barras y uno de bolas.
Fuente: Gupta & Yan, (2006).
Los molinos de barras trabajan con dos tipos de molienda, siendo la húmeda y la seca;
los tamaños máximos de alimentación son de ¾”, siendo la relación de reducción de 8-
20:1, con una velocidad critica de aproximadamente del 65 al 70%. La mayor parte de
estos molinos, trabajan en circuitos abiertos.
- Molino de bolas.
Los molinos de bolas son también cilindros metálicos cuyas paredes están revestidas con
corazas fabricadas en aleaciones de acero cromo-manganeso mejoradas, cuyas
dimensiones interiores son hasta 16 pies x 24 pies, es decir, 4,9 m de diámetro por 7,3 m
de largo, cuyo volumen interior está ocupado en un 36% de su capacidad por un collar de
bolas de acero desde 1,0 hasta 3,5 o 4,0 pulgadas de diámetro, las cuales son los elementos
de molienda. En un proceso que dura aproximadamente unos 20 minutos para cada
partícula de mineral que debe ser molida, el 80% del mineral es reducido a un tamaño
máximo de 180 micrones.
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Velocidad crítica de un molino de bolas:
𝐶𝑆 = 67.63 √𝐷⁄
Dónde: CS: Velocidad crítica del molino (rpm/min)
D: Diámetro interno del molino (pies).
La velocidad crítica se utiliza para la determinación de la velocidad de funcionamiento
ideal del molino de bolas.
Figura 12. Esquema general de un molino de bolas.
Fuente: El Autor, (2019).
Si se quisiera hacer una comparación con las velocidades de operación de los molinos de
barras y bolas habría que decir que los molinos de barras funcionarían entre el 50% al
95% de la velocidad crítica. Cuanto más rápida es la velocidad del molino de barras,
mayor es el desgaste en las barras y las corazas de revestimiento.
Los revestimientos de los molinos, compuestos por corazas y liners que dan a la superficie
interior del molino un determinado perfil que hace levantar las bolas como medio moledor
y al mismo tiempo avanzar el mineral hacia la descarga del molino. Van apernados al
casco del molino y se deben sustituir cuando se desgastan y/o pierden el efecto levantador
de las bolas.
El molino gira y la molienda se realiza por efecto de cascada de bolas de acero al cromo
o manganeso que cayendo desde una altura determinada producen el efecto de molienda
o reducción de tamaño por efecto del impacto contra el mineral mezclado con agua. Los
molinos de bolas pueden caracterizarse acorde a los requerimientos de la empresa minera
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y a las especificaciones técnicas de los fabricantes, en la Tabla 8, se presenta una lista con
las principales características que poseen los molinos de bolas.
Tabla 8. Principales características de los molinos de bolas.
Características Diámetros
Alimentación 80% -5[mm] a 80% -2[mm]
Producto Intermedio 80% -0.5[μm] a 80% -75[μm]
Producto Fino 80% <75[μm]
Razón L/D 1 - 2 (cuando L/D varía entre 3 - 5, corresponde a molino de tubo)
Molino de Tubo Se pueden dividir en varios compartimientos con distintos medios
de molienda
Consumo de Acero 0.1 - 1.0 [kg/ton. mineral]
Densidad de la Pulpa Trabajan normalmente entre 65% - 80% de sólidos
Tamaño de las Bolas Varía entre 2" - 5" y en la etapa de remolienda entre 1" - 2“
Nivel de llenado (J) Varía entre 40% - 45% con un máximo de 50%
Velocidad de Rotación Operan entre 70% - 80% de la Velocidad crítica.
Fuente: (Manual General De Mineria Y Metalurgia, Chile, 2007; Gupta & Yan, 2006)
Dentro de los circuitos de molienda integrados por un molino de bolas, se pueden
evidenciar ciertas ventajas, así también como desventajas que se presentan en la Tabla 9,
a continuación:
Tabla 9. Ventajas y Desventajas en los circuitos integrados por molinos de bolas.
Ventajas Desventajas
Para material duro Requiere alimentación <20mm
Capacidad variable: 0-500t/h Peligro de sobre-molienda (recomendable usar
circuito de molienda)
Tamaños aptos para PM: 2“x 3“(60cm x
90cm), ca. 5t/24h
3“ x 4“ (90cm x 120cm), ca. 15t/24h
Ensucia la superficie del oro con hierro
Puede moler muy fino (p.ej. para flotación,
< 150μm) Costo de inversión alto
Operación continua, apto para producción
local (regional)
Fuente: ( Manual General De Mineria Y Metalurgia, Chile, 2007,”; Gupta & Yan,
2006).
- Molino semiautógeno (SAG o AG).
Son molinos de gran capacidad que se colocan seguidamente de la trituración primaria,
en su interior contienen bolas de acero para cuando el molino gire, el material que
contiene, cae y se muela por efecto de la fricción e impacto de las bolas, con el propio
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mineral. El material resultante de este molino pasa por un clasificador, puesto que produce
una gran cantidad de finos que se dirigen hacia la flotación, el porcentaje de mayor
tamaño regresa al molino SAG o a otro tipo de molino, posiblemente bolas de acuerdo al
tipo de circuito de molienda diseñado.
La molienda autógena se produce cuando no se utiliza ningún medio de molienda externo
y es el propio mineral el que actúa como tal. El molino semiautógeno es una variante del
mismo molino autógeno, pero que utiliza una carga mínima de bolas en un porcentaje
entre el 6 y 15%. Los molinos SAG se han utilizado principalmente en las plantas de
procesamiento de oro, cobre y platino con usos también en el plomo, zinc, plata y níquel.
4.7.2 Características operacionales de los molinos
Para una adecuada manipulación y correcto funcionamiento, a los molinos de bolas se
montan sobre neumáticos de acero o son apoyados en ambos extremos por muñones.
Siendo los engranajes de circunferencia atornillada a la carcasa, conduce el molino a
través de un eje de piñón desde la unidad motriz. El motor de este tipo de molinos es
sincrónicos que operan a través de un embrague de aire o sistema de engranajes. Los de
engranaje de circunferencia generalmente se encuentran en un extremo del molino pero,
dependiendo del fabricante, podría estar ubicado en otros lugares. Durante la rotación,
una parte de la carga (el mineral más la molienda medios) se levanta a lo largo del
perímetro del caparazón y después de exceder el ángulo de reposo, parte se desliza hacia
abajo mientras la parte cae en cascada y cae hacia la punta del caparazón impartiendo así
las acciones de molienda y aplastamiento.
- Altura de carga
Para la determinación de la altura optima en la carga del molino, es conveniente estimar
la carga del volumen. Teniendo que:
1) Para los molinos de bolas con exceso de flujo, la carga no debe exceder el 45% del
volumen del molino,
2) Para los molinos de descarga con tamiz, la carga debe ocupar aproximadamente el
50% del volumen del molino.
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36
La Fig. 13 a), representa un molino de bolas en reposo cargado con rocas y bolas, en el
cual Bond determino la altura (Hc), para una serie de recubrimientos, obteniendo:
Carga Porcentual = 113 - (63 Hc / R)
Dónde: Hc = altura de carga vertical desde el nivel de la bola al revestimiento interior en
el centro del molino y R el radio interior del molino (Fig. 13 a).
Sin embargo, Morrell demostró que se pueden encontrar grandes errores con carga
porcentual, para las cargas de bolas pequeñas, menos de aproximadamente 20%. Mientras
que la altura de carga y, por lo tanto, el volumen ocupado se puede medir fácilmente como
que se muestra en la Fig. 13 a), puede ser conveniente en algunos casos para medir la
altura de carga de dimensiones que se muestran en la Fig. 13 b). En este caso, la altura
del lecho, HB, se toma del fondo del molino. Esta altura será dada por:
𝐻𝐵 = 𝑅(1 − 𝑐𝑜𝑠𝜃, y;
𝑊 = 2𝑅𝑠𝑖𝑛𝜃
Como es difícil medir el ángulo 𝜃 en la práctica, es más conveniente eliminarlo en las
ecuaciones anteriores, Dado que la altura del lecho se puede escribir en términos de radio
R y ancho W, de la carga en el molino como:
Figura 13. Esquema de un molino de bolas cilíndrico.
Fuente: (Gupta & Yan, 2006)
𝑅 = 0.5𝐻𝐵 + 0.125 𝑊2 𝐻𝐵⁄
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37
La fracción del volumen del molino ocupado por la carga también puede calcularse a
partir de las áreas de sección transversal de la carga y el molino. Una aproximación del
área de sección transversal de la carga del molino, AC, (segmento de un círculo) será:
𝐴𝐶 ≈𝐻𝐵
6𝑊(3𝐻𝐵
2 + 4𝑊2
Dado que el área de la sección transversal del molino es πR2, el volumen de la fracción
que se llena con la carga sería:
𝐽𝐵 =𝐴𝐶
𝜋𝑅2
𝐽𝐵 =𝐻𝐵
6𝑊(3𝐻𝑏
2 + 4𝑊2) ∗1
𝜋𝑅2
A partir de la geometría simple, el segmento de un círculo también viene dado por la
ecuación:
𝐴𝐶 = 𝑅2𝑐𝑜𝑠−1 (𝐻
𝑅) − 𝐻√𝑅2 − 𝐻2
Y las relaciones simples de la figura 8, tenemos:
𝐻𝑐 = 𝑅 + 𝐻 = 𝐷 − 𝐻𝐵
𝐻 = 𝑅 − 𝐻𝐵
Entonces: 𝑊 = 2√𝑅2 − 𝐻2
El llenado del molino de bolas se puede estimar a partir de la geometría de la carga de las
bolas en reposo.
4.7.3 Demanda de potencia en molinos rotatorios
Reconociendo el crítico rol de la potencia demandada por un molino, es de interés
entonces disponer de una adecuada correlación con respecto a sus dimensiones y
condiciones básicas de operación. Para determinar los parámetros técnicos del molino, es
necesario contar con las especificaciones tecnológicas del mismo, así como también es
necesario hacer uso de distintas expresiones que se detallaran a continuación:
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38
- Consumo energético en la reducción de tamaño: Ley empírica para determinar
consumo de energía. (LEY DE BOND)
𝑃 = 0.3162 ∗ 𝑊𝑖 ∗ 𝑀 ∗ [(1
𝑑1
2⁄) − (
1
𝐷1
2⁄)]
Dónde: P = Potencia necesaria para triturar. (KW)
Wi = Índice de trabajo (KWh / ton)
M = Velocidad de alimentación (ton / hora)
D = Tamaño final del producto (mm)
D = Tamaño inicial del producto (mm)
- Tamaño óptimo de alimentación: Según Allis Chalmers lo podemos obtener
mediante la siguiente expresión
𝐷80 = 16000 ∗ √13
𝑊𝑖
Dónde: D80 = Abertura de la malla por la que pasa el 80 % de la alimentación
(micras).
wi = Índice de Bond.
- Velocidad crítica: Cuando el medio y el material se fijan al tambor y rotan por igual,
Medio moledor gira a la vez con el recipiente cilíndrico.
𝑁𝑐 =76.63
√𝐷 − 𝑑
Dónde: NC = Velocidad Crítica (rpm)
D = Diámetro interno del molino (pies).
d = Diámetro del medio de molienda (pies).
Velocidad optima = 65-80% velocidad critica
- Nivel de llenado del molino: A nivel operacional el grado en que se alimenta la carga
de los medios de molienda y de mineral, está definida por el nivel de llenado (J). Este
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se va a entender como la fracción de volumen interno útil del molino ocupado por el
lecho de bolas y mineral.
- Jamás sobrepasa el 50%
- Permitir el cargado y descarga continua del material.
- Optimiza la energía, mediante circuitos cerrados.
- Evitar obstrucciones en la descarga.
𝐽 = 1.13 − 1.23 ∗ (𝐻
𝐷)
- Dimensionamiento de molinos
El tamaño de las partículas en las etapas de trituración primaria, secundaria y terciaria, es
desde los 8 mm., hasta los 12 mm., en un proceso convencional tiene una limitación de
tamaño para los productos finales que se requieren para las etapas siguientes de molienda
clasificación y flotación espesamiento. Para conseguir la mayor reducción de tamaño,
necesariamente se debe recurrir al proceso de molienda en húmedo de minerales. La
molienda es un proceso de reducción de tamaño que utiliza las fuerzas mecánicas de
impacto, compresión y abrasión de la roca mineralizada. Las dos finalidades principales
de la molienda son:
- Liberar minerales individuales atrapados en los cristales de la roca mineralizada y dar
paso al enriquecimiento de las especies valiosas.
- Producir finos desde fracciones de mineral aumentando la superficie específica,
favoreciendo con ello el proceso físico- químico de la flotación.
En tanto que “la capacidad de un molino de bolas depende de sus dimensiones, el tipo de
molino (desbordamiento o descarga de la rejilla), la velocidad a la que gira el molino, la
carga del molino, el tamaño del producto requerido de un tamaño de alimentación dado,
el índice de trabajo, la potencia del eje del molino y la gravedad específica de la roca”.
(Gupta & Yan, 2006).
4.7.4 Tiempo de molienda
La molienda es uno de los procesos que interviene beneficio mineral, considerada como
el rubro de mayor costo en cuanto al consumo energético se refiere, debido a que el
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40
consumo dependerá de los tamaños final e inicial de las partículas, se debe evaluar el
tamaño de alimentado, así como el tamaño de salida, evitando la sobremolieda que
afectara a los costos operativos y a la recuperación del mineral; en este sentido el control
del tiempo de molienda cumple el rol más importante dentro de los procesos mecánicos
en la separación de minerales.
El control del tiempo de molienda en el tratamiento mecánico, será el encargado de la
producción de mayor o menor cantidad de finos, los mismos alimentaran al circuito
integrado para el posterior beneficio mineral. Existen algunas variables a considerar
dentro del tiempo molienda:
- Características del material
La caracterización del material previo a la molienda es fundamental, puesto que en base
a la determinación tanto las propiedades mineralógicas y petrográficas, así como de las
propiedades físico-mecánicas de las rocas, se consideran los tiempos de molienda, con la
finalidad de optimizar los procesos que se dan en esta operación, disminuyendo
considerablemente la pérdida del mineral y evitando costos excesivos por reemplazo del
recubrimiento en los molinos, debido a que en algunos casos se puede encontrar con
materiales de gran resistencia lo que aumenta el desgaste y disminuye la vida útil de los
liners.
La adecuada caracterización del material que ingresara a la molienda, evita la
sobreproducción de colas, de igual manera evita la perdida de la partícula mineral en los
relaves, disminuyendo así la rentabilidad de las operaciones de tratamiento y beneficio
- Tipo de circuito
Los circuitos de fragmentación son combinaciones de equipos, básicamente entre
clasificadores, trituradoras y molinos, a los que se introduce la alimentación y descarga
del producto. Dentro del tratamiento mecánico del mineral, son de vital importancia.
Existen algunos tipos de circuitos de fragmentación, pudiendo constituirse estos en
circuitos abiertos los cuales proporcionan un diseño sencillo, regulación del circuito en
base a los equipos, aunque su adaptación es difícil a los cambios de proceso o de
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alimentación, constituyéndose en diseños poco elásticos y de gran resistencia en su
funcionamiento.
También existen circuitos cerrados en los cuales se procura el ahorro de energía, puesto
que existe una fracción de la alimentación que no es necesario fragmentar, de hecho no
pasa por el equipo fragmentador; este tipo de circuitos aumenta la capacidad del sistema,
disminuyendo la abrasión, siendo el desgaste de alguna manera, proporcional a la
cantidad de material que es tratado en cada equipo.
El molino se constituye en el regulador del circuito, puesto que tanto la alimentación
como la descarga estarán en función de los tiempos de molienda, controlándose la
producción de finos, que garantizan la liberación de la especie mineral y el aumento de la
superficie especifica.
- Régimen de molienda
La determinación del régimen de molienda se da en base al movimiento del medio
moledor, en conjunto con el agua y material que ingresa al molino, este régimen está dado
por la velocidad de rotación interna del molino. Se distinguen dos regímenes originados
en este proceso, los cuales son:
Régimen en forma de cascada: En este tipo de régimen se puede considerar la reducción
de la velocidad, esto con la finalidad de realiza la rotación del material molturante y
material a moler en la parte inferior del cilindro. Al existir menor movimiento del molino
aumenta el roce del material, con lo que produce mayor cantidad de finos homogéneos,
pero aumenta el desgaste del revestimiento y el material molturante.
Régimen en forma de catarata: A diferencia del régimen de cascada, este régimen
aumenta la velocidad, para que el medio moledor con el material ascienden, siendo estos
adheridos al cilindro hasta una altura en la cual su peso sobrepasa la fuerza centrífuga y
caen al fondo de la cámara o sobre el material, con la finalidad de conseguir finos
heterogéneos.
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42
La velocidad con la que gira el molino y el tiempo que se mantiene el material dentro del
mismo, condicionan el resto de operaciones en el circuito que se deben efectuar para
liberar la partícula mineral de la ganga y minimizar la perdida en los relaves.
4.7.5 Costos de molienda.
Según Wills B. A. & Naiper-Munn T. J (2006), “Se ha demostrado que el equilibrio entre
los costos de molienda y las pérdidas de mineral es crucial, particularmente con minerales
de baja ley y debido a esto, la mayoría de las plantas de beneficio llevan cuentas detalladas
de los costos de operación y mantenimiento, divididos en varias subdivisiones, como
mano de obra, suministros, energía, etc. para las diferentes áreas de la planta”. Resultando
de gran utilidad, puesto que han identificado áreas de alto costo en las que una mejora en
el rendimiento las convertiría en mayor beneficio para la empresa.
Tabla 10. Principales rubros a identificar en el procesamiento mineral
Proceso Costo por tonelada Costo Porcentual
Trituración 0.088 2.8
Molienda 1.482 47.0
Flotación 0.510 16.2
Espesamiento 0.111 3.5
Filtración 0.089 2.8
Relaves 0.161 5.1
Reactivos 0.016 0.5
Agua 0.252 8.0
Laboratorio 0.048 1.5
Fuente: Modificada de Wills B. A. & Naiper-Munn T. J (2006).
Siendo posible disminuir el costo operativo en la molienda, variando este enormemente
de una mina a otra, puesto que dependen de los costos locales de energía, mano de obra,
agua, suministros, etc. En la Tabla se presente un claro ejemplo de los costes para un
concentrador de 100.00 Tn/Cu, esto teniendo en cuenta que la molienda está en dominio
a los requisitos de potencia.
En el ejemplo presenta una idea clara sobre el gran rubro que presenta la conminución de
los minerales en base a la molienda, puesto que genera gran consumo energético,
traduciéndose en gastos para la empresa.
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43
4.8 Beneficio mineral
El beneficio mineral hace referencia a los procesos que se llevan a cabo al culminar el
tratamiento mecánico o físico en las rocas, debido a que gran cantidad de las partículas
minerales presentan diámetros reducidos, imposibilitando recuperarse por métodos
convencionales como la concentración gravimétrica. Debido a esto se han desarrollado
gran cantidad de métodos que ayudan con estos procesos, obteniendo mayores
porcentajes de recuperación al término del tratamiento y beneficio. En este sentido se
presentan algunos de los principales métodos aplicados a la recuperación de minerales
valiosos y que tienen gran aceptación en el medio minero metalúrgico.
“Uno de los principales objetivos de la molienda, es la liberación de los minerales valiosos
de la ganga, asociados en el tamaño de partícula más grueso posible. Si se logra tal
objetivo, no solo se ahorra energía mediante la reducción de la cantidad de finos
producidos, sino que cualquier etapa de separación posterior se vuelve más fácil y más
económica de operar” (Wills B. A. & Naiper-Munn T. J., 2006). Para productos de alta
calidad, se requiere una óptima liberación de la partícula mineral sin embargo, para
procesos hidrometalúrgicos posteriores, como la lixiviación, solo puede ser necesario
exponer el mineral requerido.
En la práctica, la liberación completa rara vez, se alcanza incluso si el mineral se tritura
hasta el tamaño de grano de las partículas minerales deseadas. Esto se ilustra en la figura
14, que muestra una masa de mineral que se ha reducido a una cantidad de cubos de
volumen y tamaño idénticos a los de los granos de mineral observados en la muestra de
mineral original.
Se puede ver que cada partícula producida que contiene mineral también contiene una
porción de ganga; No se ha logrado la liberación completa; la mayor parte del mineral
principal, el mineral menor, el valor. Las partículas de mineral y ganga "bloqueadas" se
conocen como intermediarios y la liberación adicional de esta fracción solo se puede
lograr una trituración adicional.
El "grado de liberación" se refiere al porcentaje del mineral que aparece como partículas
libres en el mineral en relación con el contenido total. Esto puede ser alto si hay límites
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débiles entre las partículas minerales y de ganga, que es a menudo el caso de los minerales
compuestos principalmente de minerales formadores de roca, particularmente minerales
sedimentarios. Sin embargo, la adhesión entre el mineral y la ganga es fuerte y durante la
trituración los varios constituyentes. Esto produce muchos productos intermedios y un
bajo grado de liberación de la partícula mineral.
También se debe tener en cuenta que no es necesario un alto grado de liberación en ciertos
procesos y los índices pueden ser indeseables. Por ejemplo, es posible lograr una alta
recuperación de valores por gravedad y separación magnética, incluso si sus minerales
valiosos están completamente encerrados por ganga y, por lo tanto, el grado de liberación
del valor es cero.
Siempre que sea evidente una diferencia pronunciada de densidad o de susceptibilidad
magnética entre las partículas bloqueadas y las partículas de la ganga libre, la separación
es posible mediante una molienda fina intensiva que puede reducir las partículas a un
tamaño tan fino que la separación se vuelve muy ineficiente. Por otro lado, la flotación
por espuma requiere la mayor cantidad posible de la superficie del mineral valioso para
estar expuesta, mientras que en un proceso de lixiviación química, una parte de la
superficie debe estar expuesta para proporcionar un canal al grueso del mineral.
Figura 14. "Vista" del mineral y la ganga.
Fuente: Wills B. A. & Naiper-Munn T. J (2006),
En la práctica, los minerales se muelen a un tamaño de molienda óptimo determinado por
el laboratorio y las pruebas piloto a escala, para producir un grado económico de
liberación. Luego, el proceso de concentración se diseña para producir una mezcla
consistente predominantemente de un mineral valioso con un grado aceptado de bloqueo
con los minerales de la ganga y la fracción de los intermediarios, lo que puede requerir
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una molienda adicional para promover la liberación óptima de los minerales. Los relaves
deben estar compuestos principalmente de minerales de ganga.
La Figura 15 es una sección transversal a través de una partícula de mineral típica, e
ilustra efectivamente el dilema de la liberación que a menudo enfrenta el procesador de
minerales. La región A es un mineral valioso presente, región AA es rica en minerales
valiosos, pero está altamente integrada con las partículas de ganga, a las ilustradas.
Las partículas de tipo 1 son ricas en minerales y se clasifican como grado concentrado.
Las partículas de tipo 4 también podría clasificarse como relaves, la pequeña cantidad de
mineral presente reduce la recuperación de mineral en concentrado.
Figura 15. Secciones transversales de partículas de mineral.
Fuente: Wills B. A. & Naiper-Munn T. J (2006).
Las partículas 2 y 3 en la figura 15, probablemente se clasificarán como intermedias,
aunque el grado de rectificado necesario para promover la liberación económica del
mineral de la partícula 3 sería mayor que en la partícula 2. Durante la molienda de un
mineral de baja ley, la mayor parte de los minerales de la ganga a menudo se liberan en
un tamaño relativamente grueso.
En ciertas circunstancias, puede ser económico moler a un tamaño mucho más grueso que
el óptimo para producir en el siguiente y relaves que pueden ser descartados en un tamaño
de grano grueso. La fracción de los intermedios puede entonces regenerarse para producir
una alimentación al proceso de concentración final (Fig. 16).
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Figura 16. Diagramas de flujo para proceso utilizando separación de dos etapas.
Fuente: Wills B. A. & Naiper-Munn T. J (2006).
Los métodos físicos más importantes que se utilizan para concentrar minerales son:
1. Separación basada en propiedades ópticas y otras. Esto a menudo se llama
clasificación, que solía hacerse a mano, pero ahora se realiza principalmente con la
máquina.
2. Separación basada en diferencias de densidad entre los minerales. La concentración
por gravedad, una tecnología con sus raíces en la antigüedad, se basa en el
movimiento diferencial de las partículas minerales en el agua debido a sus diferentes
propiedades hidráulicas.
El método ha disfrutado recientemente de una nueva vida con el desarrollo de una
gama de dispositivos de concentración de gravedad mejorada. Las partículas de
separación en medio denso, que se hunden o flotan en un líquido denso o se usan
ampliamente en el beneficio del carbón, el procesamiento de mineral de hierro y
diamantes y en la concentración previa de minerales metalíferos.
3. Separación utilizando las diferentes propiedades superficiales de los minerales. La
flotación de espuma, que es uno de los métodos de concentración más importantes, se
ve afectada por la unión de las partículas minerales a las burbujas de aire dentro de la
pulpa agitada.
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Al añadir el "clima" de la pulpa por varios reactivos, es posible hacer que los valiosos
minerales se vuelvan ávidos (aero-fóbicos). Esto resulta en una separación por
transferencia de los minerales valiosos a las burbujas de aire que forman la espuma
que flota en la superficie de la pulpa.
4. Separación dependiente de las propiedades magnéticas. Los separadores magnéticos
de baja intensidad pueden usarse para concentrar minerales ferromagnéticos como el
magnético (Fe2O4), mientras que los separadores de alta intensidad se usan para
separar los minerales paramagnéticos de su ganga. Separación magnética de
minerales de hierro y encuentra aplicación en el tratamiento de minerales no ferrosos
paramagnéticos.
Se utiliza para eliminar la wolframita paramagnética ((Fe, Mn) WO4) y la hematita
(Fe2O3) de los minerales de estaño y ha encontrado una aplicación considerable en
el procesamiento de minerales no metálicos, como los que se encuentran en los
depósitos de arena mineral.
4.8.1 La clasificación de solidos
Según Sutulov (1963), para “los procesos de conminución como en la etapa de
concentración, es necesario llevar a cabo clasificaciones que permitan asegurar un tamaño
determinado para un proceso concreto. Esta clasificación, que no constituye una etapa
propiamente dicha pues afecta a los diferentes procesos metalúrgicos puede llevarse a
cabo según dos métodos:”
- Por vía directa (cribado o tamizado), utilizando unas aberturas de dimensiones y
formas dadas. Este método se aplica para separaciones de tamaño alrededor de 3 mm
por tamices convencionales vibratorios y hasta malla 200 (74 micras) en tamices
vibratorios de alta frecuencia.
- Por vía indirecta (sedimentación diferencial): Este método se basa en la separación
de varios productos en función de su diferente velocidad de caída en un fluido
determinado, normalmente agua y se utiliza en un campo comprendido entre 1 mm y
algunas micras. Este tipo de clasificación, en conjunto, es menos precisa que la vía
directa. El fluido puede estar constituido por aire o agua, siendo éste último el más
frecuente.
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48
4.8.2 Concentración gravimétrica
“La concentración por gravedad se usa ampliamente para la recuperación de oro libre y
oro asociado con minerales más pesados, por ejemplo, muchos minerales de sulfuro y
titanio. Existe una variedad de equipos disponibles para esto, y los desarrollos recientes
han permitido la recuperación de oro libre de hasta 10 micras de tamaño. Los
concentrados resultantes pueden tratarse mediante cianuración directa, fundición,
amalgamación, flotación o lixiviación intensiva con cianuro, según su mineralogía”.
(Mardsen J. & House I., 2009).
Este tipo de técnicas evolucionaron como resultado a la introducción de equipos de
concentración centrífugos, altamente eficientes y rentables, como los concentradores
Knelson y Falcon. Paralelamente, se han logrado avances significativos en las técnicas de
caracterización y evaluación de minerales para predecir la respuesta de los minerales y
concentrados a la concentración de la gravedad para la recuperación de oro, esencial para
el diseño y operación efectivos de la concentración de la gravedad.
La concentración de gravedad es particularmente útil cuando hay una presencia
significativa de oro grueso (> 250 μm) que es más difícil de recuperar de manera efectiva
por flotación.
La combinación de concentración por gravedad y flotación es particularmente efectiva
para minerales que contienen una amplia distribución de tamaños de oro, particularmente
útil cuando hay una presencia significativa de oro grueso que es más difícil de recuperar
de manera efectiva por flotación. La combinación de concentración por gravedad y
flotación es particularmente efectiva para minerales que contienen una amplia
distribución de tamaños de oro.
La aplicación de la concentración por gravedad antes de un proceso de tratamiento
químico (Ejemplo La lixiviación con cianuro) a menudo puede ser beneficiosa para la
recuperación general de oro, ya que las partículas gruesas de oro se recuperan antes de la
lixiviación y se pueden tratar por separado (es decir, mediante mesas de agitación,
cianuración intensiva). , etc.), para la máxima recuperación.
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49
4.8.3 Flotación.
Sutulov, (1963), establece que “Flotación es el método fisicoquímico que consiste en la
concentración de minerales finamente molidos. Este proceso comprende el tratamiento
químico de una pulpa de mineral que crea condiciones de adherencia de las partículas
minerales a las burbujas de aire. Estas burbujas emergen con los minerales seleccionados
a la superficie de la pulpa y forman una espuma estabilizada, que es recogida mientras
los otros minerales permanecen sumergidos en la pulpa”.
Para la selección de dicho método, según Mardsen J. & House I., (2009). Hay que tener
en cuenta “el tamaño de partícula y su forma, puesto que la flotación es efectiva para
partículas de oro en el rango de tamaño de 20 a 200 μm. La cinética de flotación es
generalmente más rápida para partículas de oro finas que para partículas más grandes. En
tamaños más finos (es decir, <20 μm), la selectividad para el oro disminuye debido a la
coflotación de los componentes de la ganga, aunque dichas partículas de oro pueden
recuperarse efectivamente en algunos casos, siempre que la formación de limos pueda
controlarse”.
En el rango de tamaño más grueso, la flotación se debe realizar a altas densidades de
suspensión (es decir,> 35% de sólidos), ya que esto ayuda a reducir la sedimentación de
partículas de oro. Para el tratamiento de minerales que contienen tamaños de partículas
de oro más gruesos que aproximadamente 200 μm, los diagramas de flujo más exitosos
han incluido la concentración de la gravedad y, históricamente, la amalgamación, o la
cianuración más reciente.
En la flotación por espumas, la separación mineral tiene lugar utilizando las diferencias
en las propiedades de superficie de los minerales. Dichas propiedades son específicas para
cada especie mineral y vienen determinadas por su composición química y tipo de enlace
químico. Por ello, la flotación ofrece una capacidad de separación muy selectiva.
Este método proporciona una serie de alternativas de proceso para minerales de oro que
contienen minerales fácilmente flotantes, que se resumen a continuación:
- Flotación de oro libre y minerales de sulfuro que contienen oro para producir un
concentrado rico en oro. El concentrado puede tratarse mediante cianuración,
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50
rectificación, cianuración intensiva, pre tratamiento oxidativo y mediante fundición
directa.
- Flotación de minerales de sulfuro libres de oro para producir “colas” libres de sulfuro
para posterior cianuración
- Flotación de carbonatos u otro material que de otra manera interferiría con el
procesamiento.
- Flotación diferencial, por ejemplo, separación de oro, pirita que contiene oro,
arsenopirita y pirita.
Se han empleado muchas configuraciones diferentes de circuitos de flotación que utilizan
desbaste, refinado, limpieza, molienda y remolienda para la recuperación de oro libre y
minerales de sulfuro que contienen oro. La flotación instantánea es a menudo una forma
efectiva de recuperar tanto oro libre en el circuito de molienda primaria antes de que el
oro tenga la oportunidad de disminuir su tamaño y aplanarse.
La aplicación de esta técnica como método de separación es la técnica más utilizada, este
último aspecto es el que permitido, con la utilización de la flotación, el tratamiento de
menas con leyes muy bajas que, de lo contrario, no hubiesen podido ser explotadas.
4.8.4 Lixiviación.
Proceso hidrometalurgico usado para producir soluciones de oro como producto
intermedio en la obtención del mineral de interés económico. Según Mardsen J. & House
I. (2009), “es necesario el uso de soluciones diluidas de cianuro alcalino, exclusivamente
para la disolución de oro, aunque en el pasado se han utilizado medios de cloro/cloruro.
Otros lixivian es, como las soluciones de tiosulfato, tiocianato, tiourea, bromuro y yoduro,
también son alternativas potenciales a la lixiviación con cianuro, pero ninguno se ha
utilizado comercialmente". Los sistemas de lixiviación agitados se utilizan para el
tratamiento pulpas.
El producto de la lixiviación por agitación debe someterse a una o más etapas de
separación sólido-líquido para permitir la recuperación de oro de la solución. La
lixiviación con cianuro se puede aplicar de las siguientes formas:
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51
- Lixiviación agitada
- Lixiviación de pilas o vertederos (reservas de la mina)
- Lixiviación en cuba.
- Lixiviación intensiva.
4.8.5 Selección de procesos para recuperación.
Para la selección adecuada de los diferentes procesos de recuperación mineral se debe
tener en cuenta que, “el objeto del procesamiento de mineral, independientemente de los
métodos utilizados, es siempre el mismo, es decir, para separar los minerales en dos o
más productos con los valores en los concentrados, la ganga, los relaves y las partículas
bloqueadas en los intermediarios” (Wills B. A. & Naiper-Munn T. J., 2006). No siendo
100% efectivas, puesto que, gran cantidad de partículas mineralizadas se reportan en los
relaves y no en los concentrados donde son requeridas; siendo particularmente no
productivo, cuando se tratan partículas ultra finas, donde la eficiencia de la separación es
baja. En este caso, la partícula valiosa finamente liberada se encuentran en los productos
intermedios y en los relaves.
El desarrollo de nuevas metodologías para la recuperación del material mineralizado, ha
tenido una gran expansión, puesto que al contar con tecnología para tratar minerales finos,
hasta ahora, poco desarrollada y, en algunos casos, se descartan grandes cantidades. “Por
ejemplo, es una práctica común eliminar material de menos de 10 micras del concentrador
de estaño y dirigir este material a los relaves y a principios de la década de 1970, el 50%
del estaño extraído en Bolivia, el 30% del fosfato extraído en Florida, y el 20% del
tungsteno del mundo se perdió como colas” (Somasundaran, P., 1986).
Según Wills B. A. & Naiper-Munn T. J., (2006) “La aplicabilidad general del rango de
tamaño de los procesos de concentración de unidades es evidente, puesto que la mayoría
de las técnicas de procesamiento de minerales fallan en el rango de tamaño ultrafino. Las
técnicas de concentración gravitatoria, especialmente, se vuelven inaceptablemente
ineficientes. En tanto que la Flotación, es una de las técnicas más importantes de
recuperación mineral, ahora se practica con éxito por debajo de las 45 micras, pero no por
debajo de 1 micra, así es como en la Figura 17, se detalla los rangos efectivos para poder
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52
de aplicar diferentes técnicas para el procesamiento de minerales, posterior al tratamiento
mecánico necesario para aumentar la superficie específica y lograr la liberación de la
especie mineral de interés.
1 10 100 1000
Pantallas húmedasClasificador mojado
Hidrociclones
Tambores DMS
Ciclones DMS
Jigs
Mesas Mojadas
Espirales
Conos
Compuertas Mojadas
Marcos de azulejos
Mesas Mozley
Imanes secos LI
Imanes secos HI
Imanes de matriz
Flotación agregadaFlotación por espuma
Pantallas secas
Ciclones secos
Jigs neumaticosMesas de aire
Imanes secos LI
Imanes secos HI
Electrostática
Electrodinámica
Tamaño de partícula de alimentación (um).
2 5 20 50 200 500
Figura 17. Rango de aplicación de técnicas para el procesamiento de minerales.
Fuente: Según Wills B. A. & Naiper-Munn T. J., (2006).
La recuperación, en el caso de la concentración de un mineral metálico, es el porcentaje
del metal total contenido en el mineral que se recupera del concentrado; una recuperación
del 90% significa que el 90% del metal en el mineral se recubre en el concentrado y el
10% se pierde en los relaves. La relación de recuperación, es la relación del peso de la
alimentación (o cabezas) a los concentrados, siendo una medida de la eficiencia del
proceso de concentración, y está estrechamente relacionado con la proporción de
concentración que generalmente aumentará con el grado del concentrado.
El grado enriquecimiento, generalmente se refiere al contenido del producto final
comercializable en el material final. Por lo tanto, en minerales metálicos, el porcentaje de
metal se cita a menudo, aunque en el caso de minerales de muy baja calidad, como el
contenido de metal dorado puede expresarse como partes por millón (ppm), o sus gramos
equivalentes por tonelada, siendo así que, la relación de enriquecimiento es el grado del
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concentrado, al grado del alimentado y nuevamente está relacionado con la eficiencia del
proceso aplicado. La relación de concentración y recuperación son esencialmente
independientes entre sí, y para evaluar una operación dada es necesario conocer ambas.
Por ejemplo, es posible obtener un grado muy alto de concentrado y proporción de
concentración simplemente extrayendo una masa de galena pura de un mineral de plomo,
pero la recuperación sería muy baja.
Por otro lado, el proceso de concentración puede mostrar una recuperación del 99% del
metal, pero también puede poner el 60% de los minerales de la ganga en el concentrado.
Por supuesto, es posible obtener una recuperación del 100% al no concentrar el mineral
en absoluto.
Figura 18. Curva de grado de recuperación típica.
Fuente: Según Wills B. A. & Naiper-Munn T. J., (2006)
Dado que el grado de concentración y la recuperación son factores metalúrgicos, la
eficiencia metalúrgica de cualquier operación de concentración se puede expresar
mediante una curva que muestre la recuperación alcanzable para cualquier valor de grado
de concentración, de esta manera en la Figura 18, se expresa el grado de recuperación
típica que muestra la relación inversa característica entre recuperación y el grado de
concentración. Los procesos minerales generalmente se mueven a lo largo de una curva
de grado de recuperación, con un equilibrio entre grado y recuperación.
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5. MATERIALES Y MÉTODOS
5.1 Materiales
La metodología establecida para el desarrollo del presente trabajo, comprende tres fases:
de campo, laboratorio y fase de gabinete, para lo cual se usó los materiales que se
describe en la Tabla 11:
Tabla 11. Materiales utilizados para llevar a cabo la investigación
Fase de campo: Fase de laboratorio: Fase de
gabinete:
- Bolsas plásticas.
- Libreta.
- Lápiz.
- Marcador.
- Cámara fotográfica
- Martillo Geológico o
picota
- Herramientas
manuales.
- Lupa aumento 10x2.
- Rayador.
- Molino de bolas Batch modelo MIM (9.57"x
7.2"), energía proporcionada: motor marca
WEG de ½ HP
- Ácido Clorhídrico
- Cámara Fotográfica Sony.
- Estéreo-Microscopio NIKON 256 40X
- Picnómetros de varios volúmenes.
- Juego de tamices
- Balanza digital
- Estufa
- Crisoles
- Porrón.
- Lupa
- Espátula
- Computador
- Software:
ArcGis 10.4,
AutoCAD
2013, Word y
Excel 2013.
- Moly-Cop
Tools TM
(Version 3.0)
Fuente: El Autor, (2019).
5.2 Metodología
Para la consecución del presente trabajo, fue necesario el uso diversos métodos que
permitan describir y analizar cada una de las características mineralógicas, petrofísicas y
mecánicas que presentan los materiales a procesar, para de esta manera obtener el tiempo
adecuado de molienda, con cual se aplican métodos como el experimental y analítico que
permitan determinar características generales y específicas de las rocas y con la
determinación de las diversas características de los materiales establecer las condiciones
que permitan obtener mayor porcentaje de recuperación mineral en la instalación de la
planta de Beneficio “San Camilo”. En este sentido, es necesario contar con una
metodología adecuada para cumplir con cada uno de los objetivos planteados, a
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continuación se detalla el proceso a seguir en los tres objetivos en diversas etapas (Fig.
14), especificando el proceso a seguir para cada uno:
Figura 19. Esquema metodológico propuesto para el desarrollo de la investigación.
Elaboración: El Autor, (2019).
5.2.1 Metodología para el primer objetivo especifico
Para la consecución del primer objetivo se realizó la visita de campo, con la cual se realizó
la toma de muestras en la concesión minera “Bravo”, basado en la metodología de
Lambert (2006), detallada a continuación:
Figura 20. Esquema de muestro de roca en "stock pile".
Fuente: El Autor, (2019).
La metodología de muestreo en “Stock Pile”, consiste en el muestreo que se realiza al
material estoqueado en pila (Fig. 20), cuya forma se asemeja a un cono. El cono se
dividirá en forma imaginaria en secciones aproximadas de 1m2 o menos, dependiendo del
ETAPA I Campo
ETAPA II
Laboratorio
ETAPA III Gabinete
Determinación del tiempo
óptimo.
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tamaño de la pila de stock que se encuentre, procediendo a tomar proporciones de muestra
en cada una de las intersecciones de esta malla, tomando mayor cantidad de muestra en
la parte inferior del cono, disminuyendo hacia la parte superior. La cantidad de muestra a
tomar debe ser como mínimo de 5 Kg., de muestra cada 5 toneladas, por lo que para una
pila de 20 toneladas, nos daría 20 Kg., de muestra. En el caso de que los elementos a
analizar tengan una distribución errática, conviene aumentar la cantidad de muestra de 10
a 20 Kg., de muestra por cada 10 toneladas (Fig. 21).
Con el muestreo realizado, se procede a cuartear la muestra total, con el fin de obtener
una porción representativa para proceder caracterizar mineralógica de las muestras, como
se muestra en la Figura 21.
Figura 21. Esquema del muestreo para el desarrollo de la investigación.
Fuente: El Autor, (2019).
- Caracterización mineralógica:
La determinación de las propiedades mineralógicas de las rocas, se realizó en base a al
análisis macroscópico de las muestras, describiendo en ellas los minerales más comunes,
sus proporciones y las características físicas típicas en ellos, dichas características se
detallan en la Tabla 12, la cual especifica las características principales a tener en cuenta
para la identificación de las rocas muestreadas.
Muestra Total
Mineralogía Propiedades físicas Trituración
Molienda
30 Kg.
Láminas delgadas
10 Kg. 20 Kg.
60 Kg.
Roca Aurífera Roca Aurífera Roca Aurífera
Propiedades mecánicas
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Tabla 12. Características macroscópicas de los minerales.
FICHAS DE DESCRIPCIÓN MACROSCÓPICA DE ROCAS
1. INFORMACIÓN GENERAL
Responsable:
N° Ficha:
Código de muestra:
Tipo de Muestra:
2. INFORMACIÓN DE UBICACIÓN
Coordenadas UTM (Datum WGS-84) X=
Y=
3. DESCRIPCIÓN PETROGRÁFICA
FOTOGRAFÍA: Características de los componentes
Color:
Textura:
Estructura:
Dureza:
Tamaño de grano:
Forma de los
clastos:
% Fenocristales:
% Matriz:
4. CONTENIDO DE MINERALES
Minerales Principales:
Minerales Secundarios:
Mineralización:
Grado de meteorización:
Tipo de Alteración:
Nombre de la roca:
ANÁLISIS DE LABORATORIO:
LÁMINA DELGADA:
Fuente: Modifica de INIGEMM (2019).
Dada la descripción macroscópica de las muestras, se debe corroborar la información
adquirida, puesto que este método no garantiza un análisis integral de la roca. Este
procedimiento se realizara en base al ensayo de fluorescencia de rayos X (FRX), el mismo
que permitirá definir la cantidad óxidos que contenga la muestra, correlacionando de esta
manera, las características minerales que presenta la roca.
Se requiere la preparación de la muestra representativa (aproximadamente 10 gramos),
que se debe pulverizar, con lo cual se coloca en el dispositivo y este brinda la información,
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en base a la difracción y las propiedades de cada uno de los minerales. El método usado
con el equipo identifica los componentes esenciales en los minerales, se denomina Mining
Light Elements IF (Elementos de luz de minería) (Ver fotografía 1).
Fotografía 1. Equipo para la determinación de óxidos presentes en los minerales.
Fuente: El Autor, (2019).
- Caracterización petrográfica
Para el análisis petrográfico se preparó las muestras recolectadas y analizadas
previamente, puesto que sirvieron para la elaboración de láminas delgadas, de espesores
de algunas centésimas de milímetro, mediante corte diamantado, adelgazamiento y
rectificado, encolado y pulido de las mismas. En este ensayo se prevé describir los
constituyentes porcentuales, identificando granos de minerales, mediante el conocimiento
de sus propiedades ópticas. También se identifican discontinuidades, tales como poros,
microfisuras, y otras procedentes de procesos físicos o químicos, puesto que en los granos
“Minerales” se pueden identificar otros fragmentos, por ejemplo los procedentes de
organismos, esto con la ayuda del microscopio petrográfico, el mismo que consta de dos
tipos de lentes: objetivos (con cuales se obtienen imágenes aumentadas, y que suelen
disponerse en un “revolver” que permite utilizar uno u otro en función del aumento
deseado, y oculares (que aumentan a su vez la obtenida mediante los objetivos).
En base a esta herramienta se pretende analizar diversos rasgos minerales: forma, relieve,
color y pleocroísmo, isotropía o anisotropía óptica, colores de polarización-características
de los minerales bajo unas condiciones determinadas, etc.
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5.2.2 Metodología para el segundo objetivo específico.
La determinación de las principales propiedades tanto físicas como mecánicas, permiten
comprender como se da el acondicionamiento y procesamiento físico de los materiales.
En este sentido se realizará una serie de ensayos en los cuales se identificará dichas
propiedades, a continuación se presentan el proceso metodológico a seguir para cumplir
con este objetivo.
- Peso específico y densidad de los materiales a procesar.
El ensayo se realizó con la muestra tomada del stock en la concesión Bravo. A
continuación se describe el método (picnómetro) y procedimiento a seguir:
De los 30 Kg recolectados, se selecciona 1 kg y se tritura hasta obtener finos
homogéneos de hasta 75 micras, para proceder a homogenizar y seleccionar 100
gramos.
Se pesan los picnómetros vacíos, a los cuales se les da la denominación de (P), para
posteriores cálculos.
Se coloca 1/3 de masa del material triturado dentro del picnómetro y se pesa (M).
Se coloca dentro aproximadamente ¾ de agua destilada, y agitamos mojando todo el
contenido, tapando con el dedo pulgar evitando así la pérdida del mismo. Dejamos
decantar por el lapso los 10-15min o hasta que el agua se clarifique.
Cuando el material se haya sedimentado, se coloca la tapa a cada uno de los
picnómetros, con el fin de expulsar el agua y aire residual, disminuyendo el error en
los datos a recolectar (S).
Seguidamente, se desecha el material de los picnómetros, se lavan, se secan y se llenan
con agua destilada para ser pesados (W).
La obtención de la densidad de la sustancia, se estableció a partir del peso específico.
Para los cálculos se utilizaron las siguientes Ecuaciones:
𝛾 =𝑀 − 𝑃
𝑀 + 𝑊 − 𝑃 − 𝑆
𝛾 =𝛿𝑆𝑢𝑠𝑡𝑎𝑛𝑐𝑖𝑎
𝛿𝐴𝑔𝑢𝑎
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Para la determinación de las principales propiedades físicas de los materiales a procesar
se tomó 3 muestras, las mismas que se someten al ensayo en el que las muestras se
sumergen en agua, el mismo que se detallan a continuación:
Las muestras obtenidas se codifican y pesan cada una para posteriormente secarlas en
la estufa a una temperatura de 110 °C, expulsando así cada residuo de agua
microscópica que contenga. El secado en la estufa debe ser controlada y registrada
periódicamente, para lo cual cada muestra debe ser pesada hasta constatar la no
variación de masa. El registro de los datos proporcionados se registra en la Tabla 13.
Con la muestra seca y registrado su peso, procede a sumergir la muestra en agua, por
el lapso de 15 días con el fin de saturarla completamente, culminado el tiempo se
extrae la muestra del agua, se pesa y registra para volver a sumergirla. Previo al pesaje
se deja reposar la muestra por 5 minutos, esto para evitar errores debido al agua
superficial que esta pueda desprender.
Al día siguiente se vuelve a extraer, pesar y registrar la muestra para constatar si el
peso se mantiene constante o si existen variaciones.
Este proceso se debe repetir hasta obtener un peso constante de la muestra.
Cuando se registre la no variación del peso en cada una de las muestras, se procede a
calcular cada una de las propiedades con la ayuda de las diferentes fórmulas
necesarias para el caso
Tabla 13. Principales propiedades físicas de los materiales a determinarse.
Có
dig
o
Mu
estr
a
Ma
sa m
ues
tra
seca
T
iem
po
Mu
estr
a
Su
mer
gid
a .
Ma
sa d
el H
2O
Vo
lum
en
del
H2O
Pes
o e
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o
Den
sid
ad
Ma
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Esq
uel
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Vo
lum
en
del
Esq
uel
eto
Vo
lum
en
Tota
l
Po
rosi
dad
Po
rcen
taje
de
Po
rosi
dad
Pes
o
Vo
lum
étri
co
Índ
ice
de
Vací
os
Un
ida
des
Gr.
Día
s
Gr.
cm3
Gr/
cm
3
Gr/
cm
3
Gr.
cm3
cm3
%
%
cm3
%
001-
M
002-
M
PROMEDIO
Fuente: El Autor, (2019).
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- Ensayo para determinar la abrasividad: Para determinar la abrasividad que
presenten los materiales a procesarse en la planta, es necesario el desarrollo de la
siguiente fórmula planteada por Schimazek (1976):
𝐹 = 𝑄𝑑50𝑠𝑇
Dónde: F = coeficiente de abrasividad (Kp/cm)
Q = contenido en cuarzo equivalente en minerales abrasivos (%)
d50 = diámetro medio del cuarzo (cm)
𝒔𝑻 = resistencia a tracción (Kp/cm2)
El contenido de cuarzo en los minerales abrasivos se efectúa en base a láminas delgadas
(primer objetivo), tomando el SiO2 como mineral de referencia, de esta manera. Según
este índice la razonabilidad de la roca es la siguiente.
Tabla 14. Calificación cuantitativa y cualitativa de Índice de Schimazek.
Abrasividad F (kp/cm) Rozabilidad
0.2 – 0.3 Muy buena
0.3 – 0.4 Buena
0.4 – 0.5 Moderada
0.5 – 0.6 Regular
0.6 – 0.8 Mala
0.8 – 1.0 Muy mala
Fuente: Schimazek, 1976.
- Ensayo a la compresión simple (Uniaxial): para determinar la resistencia de la roca
a la compresión simple es necesario conocer los valores de esfuerzo y deformación
que actúen con la roca, posteriormente se realiza la gráfica de esfuerzo vs.
Deformación en donde determinara el límite máximo al cual la roca alcanza la ruptura.
Para ello se debe tallar la muestra con dimensiones de 10x10 cm, con la finalidad de que
esta reciba la misma cantidad de esfuerzo en toda la superficie (Ver Fotografía 2). La
determinación de la resistencia de la roca a los esfuerzos, es necesario contar con
información previa de la roca en cuanto a su litología y estructuras, con el fin de
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Identificar las muestras, para poder medir las dimensiones de la muestra para validar si
satisface las condiciones del ensayo.
Figura 22. Diagrama esfuerzo-deformación de rocas sometidas a compresión.
Fuente: Modificado de Billings, (1963).
La determinación de la resistencia de la roca a los esfuerzos, es necesario contar con
información previa de la roca en cuanto a su litología y estructuras, con el fin de
Identificar las muestras, para poder medir las dimensiones de la muestra para validar si
satisface las condiciones del ensayo. El tallado de las muestras es parte esencial para la
determinación de la resistencia de la roca (Ver Fotografía 2).
Fotografía 2. Pulido de las muestras a someterse al ensayo de compresión uniaxial.
Fuente: ESTSUELCON. CIA LTDA, (2019).
Se sitúa de tal forma que el pistón de la máquina quede en paralelo a las caras
transversales de la muestra (con el objetivo de obtener un σ_ucs, un Módulo de Young y
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un Coeficiente de Poisson), tomando nota de la presión a la cual está siendo sometida la
muestra mediante un manómetro conectado directamente a la prensa hidráulica (Ver
Fotografía 3), la presión debe ser medida a cada instante ya que al momento de fallar, la
aguja que indica el valor de la carga vuelve al punto de partida.
Fotografía 3. Muestra sometida al esfuerzo uniaxial.
Fuente: ESTSUELCON. CIA LTDA, (2019).
Para conseguir el objetivo que es la rotura de la muestra, es necesario ir aumentando
paulatinamente la presión sobre la muestra, para una vez falle el testigo se retira y se
analizan las condiciones y modo de ruptura (Ver Fotografía 4).
Fotografía 4. Muestra ensayada, sometida a la compresión uniaxial.
Fuente: ESTSUELCON. CIA LTDA, (2019).
5.2.3 Metodología para el tercer objetivo específico.
Para la consecución del último objetivo, se procederá en base a análisis experimentales a
nivel de laboratorio, en una institución externa a la UNL, puesto que no se cuenta con el
equipo necesario para dichos procesos.
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- Preparación, acondicionamiento y cuarteo del mineral.
Para la molienda en sí, se tomó muestras del stock de la Concesión Minera “Bravo”, en
cantidad de 20 Kg., los mismos que sirven en las distintas pruebas que se desarrolla para
cuantificar el tiempo necesario en la liberación de la partícula mineral en base a los
ensayos de molturabilidad.
Teniendo que para las diferentes pruebas se trabajará con aproximadamente 1000 gramos
de material previamente acondicionado de tal manera que el material conserva
características mineralógicas originales para la alimentación del molino, que
generalmente es de d80 = 1.4 mm. Para lo cual se pasa el material por una trituradora de
mandíbulas y se hace pasar el total de la muestra por el tamiz N° 60 (1.4 mm) hasta
obtener el d80 necesario para la posterior molienda (Ver Fotografía 5).
Fotografía 5. Trituración previa de la muestra general para molienda.
Fuente: El Autor, (2019).
Posterior a la trituración, se procede a la homogenización y cuarteo de la muestra
triturada, con el fin de separarla en bolsas plásticas que contengan 1Kg de muestra
representativa, marcando cada una con el código correspondiente a fin de evitar
confusiones y contaminación con otras muestras. El cuarteo y muestro se desarrolló en
base al trazado de una malla sobre la muestra homogenizada y tendida (Ver Fotografía 6
y 7) para recoger la muestra, conservando así, en cada una de sus porciones, similares
caracterizas mineralógicas.
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Fotografía 6. Homogenización de la muestra triturada para molienda.
Fuente: El Autor, (2019).
Fotografía 7. Cuarteo por malla de la muestra triturada para molienda.
Fuente: El Autor, (2019).
5.2.3.1 Desarrollo de las pruebas de molienda.
El desarrollo de las diferentes pruebas de molienda está en función las propiedades del
material a procesar y de las variables que presenta el equipo (molino de bolas) a utilizarse.
Siendo necesario llevar el registro de cada variable como muestra la Tabla 15. Es
necesario el pesaje del medio moledor y el registro de las diferentes características del
molino y sus componentes (Ver Fotografía 8).
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Tabla 15. Variables del molino a registrar durante el proceso.
TIPO DE VARIABLE VARIABLE CONDICIÓN
(Unidades).
Diseño del Equipo
Longitud del molino cm
Diámetro del molino cm
Volumen interno del molino cm3
Operatividad
Velocidad de rotación del molino rpm
Carga del mineral Kg
Peso del cuerpo moledor (bolas de acero) Kg
Fuente: El Autor, (2019).
Fotografía 8. Peso del material molturante y dimensiones del molino a usar.
Fuente: El Autor, (2019).
El procedimiento a seguir dentro de las operaciones de molienda a desarrollarse se
describe a continuación:
1) Previo al desarrollo de las pruebas de molienda, se debe quitar las impurezas que
pueda contener el molino, haciendo rotar el mismo por el lapso de 5 minutos
aproximadamente, cargado con los cuerpos molturantes y agua.
2) Con el molino libre de impurezas, se carga nuevamente con bolas, los 1000 gramos
de material a moler y 1 litro de agua, en tal proporción que se logre conseguir una
pasta con los sólidos; con los componentes integrados, se cierra herméticamente el
molino, seleccionando el tiempo establecido, se inicia la prueba (Ver Fotografía 9 y
10).
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Fotografía 9. Desarrollo de la molienda del material aurífero.
Fuente: El Autor, (2019).
Fotografía 10. Monitoreo del tiempo de molienda, en los ensayos.
Fuente: El Autor, (2019).
Tabla 16. Registro a considerar en el proceso de molienda.
Variables Unidades
Ley de Cabeza: gr/Tn
Peso Material alimentado gr
Cantidad de Agua mililitros
Peso Material producto gr
Tiempo de secado horas
Peso material molturante. Kg
Retenido %
Fuente: El Autor, (2019).
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3) Al término de la molienda, se procede a descargar el molino lavando cada uno de los
componentes internos para evitar la pérdida del material (Ver Fotografía 11).
Fotografía 11. Descarga del material molido luego del ensayo realizado.
Fuente: El Autor, (2019).
4) El material que se obtiene de la molienda se deja secar y se separan 100 gramos de
cada uno de los materiales molidos (Ver Fotografía 12), mismos que se tamizan en la
Malla N° 200 (74 um), con la finalidad de estimar el grado de reducción obtenido en
cada tiempo establecido, a fin que el 80% del material molido debe pasar la malla
antes mencionada (Tabla 17).
El ensayo se desarrolló con tiempos de molienda de 25, 35 y 45 minutos utilizándose
relación liquido-solido de 1 – 1.
Fotografía 12. Material secado luego del proceso de molienda.
Fuente: El Autor, (2019).
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Tabla 17. Análisis de la granulometría previa, obtenida post-molienda.
Variable Tiempo Peso Muestra Peso Retenido
Tamiz 200
Peso Pasante
Tamiz 200
Pasante
-200
Unidades min gr gr gr %
Fuente: El Autor, (2019).
5.2.3.2 Análisis granulométrico
Terminada la fase de molienda, se procede a realizar el análisis granulométrico, para lo
cual se separan 400 gramos de la muestra que se obtuvo en la etapa de molienda, se realiza
el deslamado de la muestra total, para dejar reposar y secar por un lapso de 24 horas;
posteriormente, la muestra deslamada se hace pasar por un juego de tamices (N° 120, 200
y 325), para lo cual se hace uso de la tamizadora Retsch, a un tiempo de 8 minutos, con
intervalos de 10 segundos.
Al término del tamizado, se retira uno a uno los tamices y con sumo cuidado se procede
a pesar el material retenido, colocando en bolsas plásticas con su respectivo etiquetado
(Ver Fotografía 13).
Fotografía 13. Tamizado y etiquetado de las muestras para posterior análisis.
Fuente: El Autor, (2019).
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70
Las lamas procedentes del tamizado previo, se dejan reposar por 3 días, con la finalidad
de recuperar los sólidos suspendidos que se encuentran en esta mezcla. Al comprobar que
todos los sólidos se han depositado, se procede a secar y pesar, para agregar al total de la
muestra que pasa por el tamiz 325 (Ver Fotografía 14).
Al cumplir con el tamizado general y recolectar los datos, se procede a la determinación
de las características granulométricas que poseen los materiales obtenidos en la molienda,
detallándolos en la Tabla 18.
Fotografía 14. Sedimentación de las lamas obtenidas del tamizaje.
Fuente: El Autor, (2019).
Tabla 18. Análisis granulométrico en base al tamizaje realizado
N°
Tamiz
Abertura
(mm)
Abertura
(um)
Peso
Tamiz
P. Tamiz +
Muestra
Peso
Muestra
%
Retenido
%
Acumulado
%
Pasante
120
200
325
Fondo
Lamas
Fuente: El Autor, (2019).
Construida la tabla de los pesos y porcentajes obtenidos en la molienda y tamizado
respectivamente, se desarrolla el análisis con la ayuda de curvas granulométricas (Tabla
18), las mismas que permiten determinar tamaños de partícula óptimos para la liberación
del mineral de interés.
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Figura 23. Curva de distribución de tamaño de partícula en tiempos de molienda.
Fuente: El Autor, (2019).
- Determinación de la ley de cabeza.
Para determinar la cantidad de oro presente en la muestra y concesión minera, es necesario
basarse en la metodología del Análisis al Fuego (Fire Assay), la cual comprende tres pasos
y se describe a continuación:
1) Fundición
- Se pulveriza 150 gr. de muestra código TOM-M-001 tomada del cuarteo inicial.
- Se prepara la carga fundente conocida como flux, la composición de la misma se
muestra en la tabla 19.
Tabla 19. Componentes de flux.
Reactivo Porcentaje (%)
Litargio (PbO) 57.90
Bórax Granulado (Na2B4O7) 18.42
Carbonato de Sodio (CO3Na2) 15.78
Sílice (SiO2) 7.90
Fuente: El Autor, (2019).
- En un crisol de fundición de coloco 130 gr de flux, más 25 gr de muestra
código TOM-M-001 y 2.5 gr de harina como agente reductor. Se homogenizó toda
la carga e instalo una cubierta de bórax, en su superficie para mejorar su
fundición, el resto se guarda como testigo.
1
10
100
10 100 1000 10000 100000
% P
assin
g indic
ate
d S
ize
Particle Size, microns
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Fotografía 15. Post-fundición de la muestra retenida en el tamiz.
Fuente: El Autor, (2019).
- Se ingresaron los crisoles a la mufla y se inicia la fundición, se esperó que llegue a
los 1050°C, y se retiró el crisol de la mufla cumplida 1 hora, se agitó y se
golpeó ligeramente el crisol para asentar el plomo y vaciarlo en una lingotera,
se dejó enfriar para luego separar la escoria del plomo
- Se martilla el plomo en el yunque formando un cubo que es el régulo de plomo
Fotografía 16. Liberación de las escorias de la fundición de la muestra.
Fuente: El Autor, (2019).
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Fotografía 17. Muestra libre de escorias de la fundición.
Fuente: El Autor, (2019).
2) Copelación
- Una vez que se formó el regulo de plomo, se adiciono una laminilla de plata pura
pesada, para realizar el encuarte, su objetivo es facilitar la disolución de la
plata con ácido nítrico.
- Se calentó las copelas por espacio de 10 min. En la mufla una temperatura de 800 °C,
para eliminar la humedad y contenido de CO2.
- Una vez caliente la copela se introdujo el regulo de plomo, y se dejó por 45
minutos hasta que el plomo fue absorbido por la copela.
- Se dejó enfriar y se retira el dore de las copelas para ser laminado.
- Se pesan los botones de dore para determinar la ley de oro
Fotografía 18. Copelación de las muestras tamizadas.
Fuente: El Autor, (2019).
3) Ataque
- Se añade ácido nítrico NO3H al crisol de porcelana que contiene el bullón y
se calienta hasta la completa disolución de la plata.
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- Se lava por decantación 4 veces con agua destilada, al producto final se lava se seca
en la plancha y seguidamente se calcina obteniéndose el oro puro. Para determinar
la ley de oro se utilizó las siguiente formula:
𝐿𝑒𝑦 𝐴𝑢 (𝑔
𝑡) =
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝐴𝑢(𝑔)𝑥106
𝑃𝑒𝑠𝑜 𝑀𝑢𝑒𝑠𝑡𝑟𝑎 𝑎𝑛𝑎𝑙𝑖𝑧𝑎𝑑𝑎 (𝑔)
- Análisis por malla valorada al producto final de la molienda.
Con la granulometría del material determinada, se realiza el análisis por malla valorada
del producto final de cada molienda como se muestra en la tabla 20, con lo cual se
determinará el porcentaje de mineral y la reducción del tamaño en cada molienda,
obteniendo el tamaño adecuado de cada material con el tiempo establecido para el caso,
para lo cual se analiza el porcentaje de finos que pasa por cada malla establecida.
Para el desarrollo del análisis por malla valorada, es necesario someter cada una de las
muestras tamizadas a ensayos al fuego, con lo cual se determina el porcentaje de Mineral
liberado, para lo cual se funde la muestra, luego se libera de la escoria para obtener los
minerales concentrados, procediendo a la copelación de la muestra obtenida. Los ensayos
al fuego se aplican a cada uno de los porcentajes retenidos en las diferentes mallas. Para
realizar el análisis por malla valorada se tomara en cuenta los criterios referidos a la
posterior recuperación y/o beneficio mineral por ensayos al fuego, puesto que los métodos
a aplicarse están en dependencia a diversos criterios, como la composición mineralógica
y la superficie especifica del mineral, para lo cual el grado de liberación debe ser el
óptimo, teniendo así que los diámetros de tamiz a analizar son el tamiz N° 60 (250 micras)
y el tamiz N° 200 (75 micras).
Tabla 20. Análisis por valla valorada para los porcentajes retenidos.
Tamiz Abertura
(um) Muestra %
Ley Cabeza
(gr/Tn)
Ley
(gr/Tn) Valoración
% Au en
Tamiz
120
200
325
-325
Fuente: El Autor, (2019).
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6. RESULTADOS
6.1 Ubicación y acceso
La implementación de la planta de Beneficio y Relavera “San Camilo” se encuentra anexa
al Área Minera “Bravo” (Cód. 2250.1), dispuesto de manera de servidumbre, las mismas
que se ubica en la Región Costa al sur-oeste del Ecuador, cercana al límite fronterizo con
el Perú, puesto a la cercanía a la que se encuentra el Cantón Huaquillas, paso internacional
entre ambos países.
El acceso al sector donde se desarrollará el proyecto de construcción de la Planta de
Beneficio y Relavera “SAN CAMILO”, se lo puede realizar por vía terrestre desde la
ciudad de Machala provincia de El Oro, hasta el sector Valle Hermoso de la parroquia
Bellamaria del Cantón Santa Rosa, el tiempo de recorrido es de Machala a Bellamaria en
un tiempo de 40 minutos y luego por una carretera de segundo orden en un tiempo de 20
minutos hasta el lugar donde se desarrollará el proyecto.
Los límites geográficos de la Planta “San Camilo” anexa a la Concesión Minera “Bravo”
Código 2250.1: Se encuentra rodeada al Norte, Este y Sur con la Concesión Minera
“Cangrejos (Cód. 2847); al Oeste está rodeada por la Concesión Minera “San Joaquín 2”
(Cód. 30000468).
Las coordenadas UTM WGS84 del polígono correspondientes al área minera se muestran
en la tabla siguiente:
Tabla 21. Ubicación de la planta "San Camilo".
Coordenadas DATUM PSAD 56 Zona 17
Punto X Y
PP 647250 9668500
1 647400 9668500
2 647360 9668240
3 647217 9668230
Fuente: Proyecto Planta de Beneficio y Relavera “San Camilo”, (2019).
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Figura 24. Mapa de ubicación de la zona de estudio (Ver Anexo I).
Fuente: Adaptado del Sistema nacional de Información INFOPLAN (2019).
6.2 Geología regional
La descripción de la geología regional se base en la división geológica del territorio
ecuatoriano, diferenciándose claramente tres regiones, constituidas por diversos terrenos
geológicos, que son el resultado de varios procesos tectónicos. De este a oeste se
distribuye según su región fisiográfica, teniendo lo siguiente:
- El Oriente o Amazonía abarca la zona Subandina y la cuenca oriente.
- La sierra comprende la Cordillera Occidental, el Valle Interandino, las cuencas
Intramontañosas del Sur y la Cordillera Real.
- La Costa abarca la planicie costera, el Golfo de Guayaquil, la cuenca Alamor-
Lancones y el Bloque Amotape-Tahuín.
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En este sentido y en base a la Carta Geológica de Santa Rosa elaborada por el Instituto
Geográfico Militar; Escala 1:100.000, año 1986, indica las siguientes unidades
estratigráficas:
- GRUPO PIEDRAS (Precámbrico): Este grupo comprende rocas metamórficas de
composición máfica, rocas cuarzo-pelíticas y gneis granítico. Las rocas máficas de
alto grado son anfibolitas de grano fino a grueso en cambio las de bajo grado son
esquistos verdes y rocas verdes. Dentro de las rocas de cuarzo–pelíticas, las de alto
grado están constituidas por esquistos moscovíticos y las de bajo grado por cuarcitas
sericiticas.
- GRUPO TAHUIN (Paleozoico): Kennerley 1973. Reconoce a estas rocas en cinco
unidades de las cuales una no es metamórfica. Feininger 1975.- divide al grupo en
cuatro unidades de las cuales la primera comprende areniscas grises y lutitas
intercaladas, sin metamorfismo; la segunda cuarcitas, esquistos y filitas; la tercera de
gneis finogranular y la cuarta y migmatita graníticos.
- FORMACIÓN RASPAS (Cretácico): Comprende rocas metamórficas de alta
presión, en las que predominan los esquistos pelíticos de grano medio a gruesos
compuestos por cuarzo y mica blanca, intercalados con estos se encuentra la eclogita
y los esquistos glaucofánicos.
- FORMACIÓN SERPENTINA EL TORO (Cretácico): En esta formación la
Serpentina El Toro predomina el color verde con variedad de tonos entre claro y muy
obscuro o negro, el tamaño de grano es por lo general fino, la roca tiene un aspecto
masivo pero también esquistoso. El grado de serpentinización es variable, según
Feininger 1975.
- FORMACIÓN CELICA (Cretácico): La formación consiste principalmente de
andesitas con aspecto homogéneo y masivo de color verde presenta siempre material
afanítico en la matriz debido al enfriamiento rápido de las lavas, predomina la textura
porfirítica con fenocristales máficos y de andesita–labradorita. Hacia el tope de la
formación se encuentran interestratificadas de lutitas y arcillitas.
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- FORMACIÓN SARAGURO (Oligoceno – Mioceno): Esta formación se caracteriza
por la alternancia de lavas y piroclastos, con mayor abundancia de los segundos
existen además sedimentos interestratificadas. Los piroclastos son de granulometría
variada, desde tobas muy finas hasta aglomerados gruesos.
- FORMACIÓN CHINCHILLO (MIOCENO): La formación consta de lavas y
piroclastos, las lavas son principalmente andesíticas y riolíticas porfirítica, estas
últimas tiene fenocristales de cuarzo. Los piroclastos son aglomerados y tobas.
- DEPÓSITOS COLUVIALES: Se encuentran distribuidos de forma dispersa. El
material se encuentra depositado en forma caótica, existen grandes bloques
redondeados de aglomerados volcánicos con diversidad de clastos.
- DEPÓSITOS ALUVIALES: Constan predominantemente de limos, arenas, gravas
y cantos de varios tamaños depositados junto a los causes de los ríos.
6.3 Geología local
La descripción de la geología local en el área concesionada indica estar constituida por el
complejo intrusivo de granodiorita de grano grueso alternando a grano fino en los sitios
cercanos al Grupo Tahuín. La presencia de distintos afloramientos muestran la
características de las rocas existentes en la zona, con lo cual termina la existencia del
intrusivo cuarzo-dioritico, con presencia de brechas de color gris claro, muy dura
delimitada por contactos bien definidos que están dispuestos de Norte a Sur.
- Granodiorita/Cuarzodiorita
De acuerdo a estudios previos del área en mención, se ha determinado que el 60% de la
concesión minera está compuesta por granodiorita/cuarzodiorita. Este tipo de roca
presenta textura faneritca, holocristalina, equigranular de grano medio a fino. Con
presencia de cuarzo, biotita, hornablenda y pirita en forma diseminada entre las vetillas
de cuarzo.
- Andesita
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Existen aforamientos en la parte noreste de la concesión, en la cual se puede definir como
andesita afanitica a porfirítica, en estructuras tipo brechas con foliación. Los minerales
que se distinguen son: cuarzo, calcopirita e incrustada en vetillas de cuarzo.
- Brechas
La presencia de brechas en la concesión minera provoca el interés minero, puesto que
estos cuerpos dan la pauta la existencia de alteraciones hidrotermales, por consiguiente la
presencia de minerales valiosos. Las brechas de falla están compuestas por clastos
angulares y redondeados, de granodiorita/cuarzodiorita en matriz de cuarzo,
distinguiéndose mineralización de sulfuros como la pirita, calcopirita, hornablenda,
feldespatos y galena.
6.4 Geología Estructural
Dentro de las estructuras se destacan dos fallas regionales, la Jubones y Piñas – Portovelo.
Las rocas del denominado Complejo Metamórfico de El Oro, están expuestas al Sur de la
Falla de Jubones, en donde la mayor parte de estas rocas son sedimentos clásticos de
grano fino débilmente metamorfizados. Al sur de la falla de Portovelo el complejo
metamórfico de El Oro comprende una mezcla de esquistos pelíticos, esquistos verdes,
esquistos glaucofánicos, anfibolitas básicas, granitos gnéisicos de la Formación Raspas5.
Este tipo de estructuras condicionan la mineralización y la depositación de distintos
minerales tanto indicadores, como de interés económico necesarios para desarrollar un
proyecto minero, teniendo de esta manera la presencia de brechas de falla en todos los
frentes de exploración y explotación que se llevan a cabo en el área minera en estudio.
6.5 Descripción técnica del proyecto
En la implementación de la Planta de Beneficio y Relavera “San Camilo”, es necesario
especificar cada uno de los aspectos técnicos que requiere la autoridad pertinente, para
ser monitoreada y llevar el registro del cumplimiento de la normativa vigente en la
legislación Minera, para las plantas de tratamiento y beneficio que se encuentren
5 Informe anual de Exploración Avanzada de ODIN MININGDEL ECUADOR, año 2011.
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funcionando en el territorio nacional, a continuación se presenta los principales datos
técnicos de la futura planta:
Tabla 22. Descripción Técnica del Proyecto Planta de Beneficio "San Camilo".
DATOS TÉCNICOS DEL PROYECTO:
Nombre de la Planta de
Beneficio:
“SAN CAMILO”
Ubicación:
Provincia: El Oro
Cantón: Santa Rosa
Parroquia: Bella María
Sector: Valle Hermoso
Superficie total del
proyecto:
8 hectáreas.
Superficie destinada a
planta de beneficio y
Relavera
8 ha
Coordenadas DATUM PSAD 56 zona
17 Punto X Y
PP 647250 9668500
1 647400 9668500
2 647360 9668240
3 647217 9668230
Fase: Concesión Minera: Exploración/Explotación.
DATOS TÉCNICOS GENERALES:
Categoría de la Planta: Pequeña Minería, hasta 300 Ton.
Capacidad de
procesamiento: 100 ton/día.
Circuitos:
-Trituración Primaria.
-Trituración Secundaria.
-Molienda.
-Flotación con Producto Final de
concentrados de Au, Ag y Cu.
Ley de mineral de
cabeza:
La ley mínima de mineral de cabeza que será
alimentada a la Planta de Beneficio y
Relavera
“SAN CAMILO” será de 6 gr de Au/ton, Fuente: Proyecto Planta de Beneficio y Relavera “San Camilo”, (2019).
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Para el tratamiento mecánico dentro de la Planta de Beneficio “San Camilo”, se
utilizaran los equipos que se detallan a en la Tabla 23:
Tabla 23. Equipo y maquinaria a usarse en la Planta de Beneficio "San Camilo”.
Cant. Descripción HP
1 Tolva de Gruesos de 50 TM
4 Bandas Transportadoras, con motor reductor de 3 HP 3
1 Trituradora Primaria, 250 x 600 mm. 20
1 Trituradora Secundaria, 200 x 1000 mm. 20
1 Zaranda Primaria, de 1 000 x 1 500 mm. 5
1 Zaranda Secundaria, de 1200 x 1800 mm 5
1 Molino de bolas 6 x 10 150
2 Bomba de lodos 3 x 2 1/2" 7,5
2 Hidrociclón de 6"
1 Alimentador de cajón, para gruesos
1 Alimentador de pulsaciones, para finos
200 Mts. de banda de caucho por 600 mm.
1 Tolva de Finos de 100 TM
1 Espesador 15 x 5
1 Filtro de Tambor 5 x 6
2 Concentrador Cónico
1 Mesa Concentradora
1 Horno de crisol N° 80
Fuente: Proyecto Planta de Beneficio y Relavera “San Camilo”, (2019).
6.6 Descripción mineralógica de las muestras.
La caracterización macroscópica de las muestras de roca procedentes del stock de la
Concesión minera “Bravo”, las mismas que a través de la interpretación de la información
cartográfica, se determinó la presencia del complejo intrusivo en el cual se pueden
identificar claramente la presencia de rocas granodioriticas/cuarzodioriticas, con
presencia de andesitas de texturas de grano grueso, con variaciones a grano fino,
pertenecientes al Grupo Tahuín.
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82
Siendo de esta manera caracterizada las diferentes muestras adquiridas a través del
muestro, en base a la descripción macroscópica (Ver Anexo II) y microscópicamente con
la ayuda de láminas delgadas, para poder identificar aquellos minerales que no se
pudieron reconocer a simple vista.
- Descripción muestra 001-M-TOM
Macroscópicamente la muestra de mano presenta coloración gris claro, con un peso de
1.5 kg., dureza 6 según la escala de Mohs, presenta microfracturas producto de la voladura
y granos media (2 a 5 mm) a fino (>2 mm), presencia de Feldespato, cuarzo, pirita y
presencia de arcillas por alteraciones de los minerales constituyentes (Ver Fotografía 19).
Fotografía 19. Muestra stock concesión minera “Bravo”. (001-M-TOM).
Fuente: Autor, (2019).
Microscópicamente la muestra presenta textura fanerítica-porfirítica de grano medio a
fino, holocristalina granos de forma sudhedrales que generan una textura hipidiomorfa,
conformada por cristales de cuarzo, feldespato y plagioclasa alterada, acompañado por
hornablenda, gran cantidad de minerales opacos (sulfuros), sericita, leucita y caolín, estos
últimos como producto de alteración de algunos de los minerales esenciales (Fig. A-B y
C - D).
La estructura se considera como vesicular, con espacios ocupados por cuarzo producto de
la alteración silícica. Las características del cuarzo es que presenta cristales subhedrales
con extinción ondulante, al igual que la plagioclasa, pero esta última denota zonamiento
discontinuo concéntrico, en donde el feldespato y plagioclasa se alteran tomando un color
marrón oscuro.
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Figura 25. Fotografías de Sección delgada de la muestra 001-TOM.
Fuente: Autor, (2019).
Se observa textura fanerítica, compuesta por cristales de cuarzo (Qz), plagioclasas (Pl) y
feldespato (Fd) alterado a sericita (Sc), hornablenda (Hn), cloríta (Chl), leucita (Le),
arcillas (Arc) y gran cantidad de opacos (Op), posee estructura vesicular rellena. Aumento
4X. A y C - NP. B y D- NX.
Tabla 24. Distribución de los componentes presentes en la muestra 001-TOM.
Muestra
(001-TOM)
Minerales
Esenciales
Minerales
Accesorios Minerales de Alteración
Qz Pl Fd Hb Min.
Opacos Ep Chl Sc Le Arc Carbonatos
% 30 10 7 3 25 0 3 5 2 15 0
TOTAL 47 28 25
Fuente: El Autor, (2019).
Los minerales accesorios están representados por hornablenda y opacos. La hornablenda
tiene formas subhedrales a anhedrales y extinción ondulante, puntualmente exhibe textura
esqueletal y alto grado de alteración. Los minerales opacos, exhiben formas subhedrales
A B
C D
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a anhedrales, corresponden a cristales de óxidos de hierro, posiblemente pirita. Los
minerales de alteración son Cloríta, Leucita, en cristales subhedrales, la sericita y las
arcillas como producto de alteración de la plagioclasa y los feldespatos, estos minerales
corresponden a las características esenciales de una roca cuarzodioritica.
- Descripción muestra 002-M-TOM
Macroscópicamente la muestra de mano presenta coloración gris oscura, con un peso de
1.7 kg., dureza 6 según la escala de Mohs, presenta microfracturas producto de la voladura
y presenta granos de diámetro medio (2 a 5 mm), presencia de Feldespato, cuarzo, pirita
y presencia de arcillas por alteraciones de los minerales constituyentes en minerales como
el feldespato (Ver Fotografía 20). Además, presenta sulfuros, como pirita y calcopirita en
pequeñas proporciones.
Fotografía 20. Muestra stock concesión minera “Bravo”. (002-M-TOM).
Fuente: Autor, (2019).
Microscópicamente la muestra presenta textura fanerítica-porfirítica de grano medio a
fino, holocristalina granos de forma sudhedrales que generan una textura hipidiomorfa,
conformada por cristales de cuarzo, feldespato y plagioclasa alterada que conforman la
matriz, acompañado por epidota, hornablenda, gran cantidad de minerales opacos
(sulfuros), sericita, leucita, cloríta, cloritoides y caolín, estos últimos como producto de
alteración de algunos de los minerales esenciales como el feldespato potásico (Fig. A-B,
C – D, E – F). La mayor parte de la estructura esta considera como vesicular, con espacios
ocupados por cuarzo producto de la alteración silícica y los minerales accesorios producto
de alteraciones.
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Figura 26. Fotografías de Sección delgada de la muestra 002-TOM.
Fuente: Autor, (2019).
Las características del cuarzo en la muestra, es que presenta cristales subhedrales, al igual
que la plagioclasa, pero esta última denota zonamiento discontinuo concéntrico, en donde
el feldespato y plagioclasa se alteran tomando un color marrón oscuro.
Se observa textura fanerítica, compuesta por cristales de cuarzo (Qz), plagioclasas (Pl) y
feldespato (Fd) alterado a sericita (Sc), epidota (Ep), hornablenda (Hn), cloríta (Chl),
cloritoides (Ctl) leucita (Le), arcillas (Arc). Aumento 4X. A, C y E - NP. B, D y F- NX.
A B
C D
E F
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86
Los minerales accesorios están representados por hornablenda epidota y gran cantidad de
opacos, los cuales encierran partículas de sericita y en algunos casos a la epidota. La
hornablenda tiene formas subhedrales a anhedrales y extinción ondulante, puntualmente
exhibe textura esqueletica. La epidota presenta formas subhedrales alargadas, con
foliación aparente, está rodeada por plagioclasas alteradas y sericita.
Tabla 25. Distribución de los componentes presentes en la muestra 002-TOM.
Muestra (001-
TOM)
Minerales
Esenciales
Minerales
Accesorios Minerales de Alteración
Qz Pl Fd Hb Ep Min.
Opacos Chl Sc Le Arc Clt
% 20 7 15 7 5 15 5 7 2 15 1
TOTAL 42 12 45
Fuente: El Autor, (2019).
Los minerales opacos, exhiben formas subhedrales a anhedrales, corresponden a cristales
de óxidos de hierro, posiblemente pirita. Los minerales de alteración son Cloríta,
cloritoides, en cristales subhedrales, la sericita y las arcillas como producto de alteración
de la plagioclasa y los feldespatos.
De acuerdo la tabla de resultados obtenida a través de la caracterización petrográfica y al
contenido porcentual de minerales esenciales y secundarios, corresponden a las
características esenciales de una roca cuarzodioritica.
- Descripción muestra 003-M-TOM
Macroscópicamente, presenta color gris claro con tonalidades oscuras, con un peso de
1,10 kg., de dureza 6 según la escala de Mohs, demuestra estructura masiva, con
microfracturas producto de la voladura y aparente textura fanerítica a porfídica,
característica de las rocas volcánicas o extrusivas. El tamaño de los granos medio, por lo
que se considera la forma de los mismos como subhédrica, existe la presencia de
fenocristales de feldespato y cuarzo en pequeñas proporciones (Fotografía 21).
Respecto al contenido en minerales, se puede apreciar gran cantidad de feldespato, cuarzo
y materiales de alteración como arcillas y carbonatos procedentes del feldespato y
plagioclasas. Así mismo, en su estructura están presentes apreciables cantidades de
sulfuros, diferenciándose de manera clara la pirita.
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Fotografía 21. Muestra stock concesión minera “Bravo”. (003-M-TOM).
Fuente: Autor, (2019).
La muestra presenta con meteorización de bajo grado, considerándose que la muestra
proviene de la explotación subterránea y fue tomada del stock de la concesión minera, así
mismo presenta la alteración mineral tipo silicificación, por lo cual se determinó
minerales correspondientes de una roca cuarzodioritica.
- Descripción muestra 004-M-TOM
La muestra de mano macroscópicamente se distingue el color gris verdoso, con un peso
de 0.30 kg., de dureza 6 según la escala de Mohs, demuestra estructura masiva, sin
fracturas aparentes y de textura fanerítica a porfídica, característica de las rocas
volcánicas o extrusivas.
El tamaño de los granos medio, por lo que se considera la forma de los mismos como
subhédrica, con fenocristales feldespato y componentes anexos a la matriz como
plagioclasas (Fotografía 23). Respecto al contenido en minerales, se puede apreciar gran
cantidad de feldespato, cuarzo y materiales de alteración como arcillas y carbonatos
(reacciona al ácido clorhídrico), estos se consideran como minerales secundarios de la
muestra.
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Fotografía 22. Muestra stock concesión minera “Bravo”. (004-M-TOM).
Fuente: Autor, (2019).
La muestra cuenta con la presencia de sulfuros como la pirita caracterizada por su color
amarillo latón, así también se distingue calcopirita y bornita en pequeñas proporciones en
la estructura masiva de la roca. Presenta grado de meteorización Bajo, considerándose
que la muestra proviene de la explotación subterránea y fue tomada del stock de la
concesión minera, así mismo presenta la alteración mineral tipo silicificación, por lo cual
se determinó como minerales correspondientes de una roca cuarzodioritica.
- Descripción muestra 005-M-TOM
Macroscópicamente se distingue en la muestra predomina el color gris, con un peso de
1.22 kg., de dureza 6 según la escala de Mohs, con estructura masiva y microfracturas
producto de la voladura, con aparente textura fanerítica a porfídica, puesto que su grano
esta considera de tamaño medio a fino, la forma de sus granos es anhédrico.
Fotografía 23. Muestra stock concesión minera “Bravo”. (005-M-TOM).
Fuente: Autor, (2019).
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Respecto al contenido en minerales, se puede apreciar gran cantidad de cuarzo lechoso y
feldespato, con presencia de minerales de alteración como arcillas y carbonatos (puesto
que reacciona al contacto con el ácido clorhídrico). En su estructura se puede observar la
presencia de sulfuros, principalmente pirita. La misma con un grado de meteorización
baja, considerándose que la muestra proviene de la explotación subterránea y fue tomada
del stock de la concesión minera, así mismo presenta la alteración mineral tipo
silicificación, por lo cual se determinó como una granodiorita.
Microscópicamente la muestra presenta textura fanerítica de grano medio a fino,
holocristalina de granos en formas sudhedrales que generan una textura hipidiomorfa,
conformada por cristales de cuarzo, feldespato y plagioclasa alterada que conforman la
matriz, acompañado por epidota, hornablenda, biotita y gran cantidad de minerales
opacos (sulfuros), sericita, leucita, cloríta, cloritoides y arcillas, estos últimos como
producto de alteración de algunos de los minerales esenciales como el feldespato potásico
(Fig. A-B, C – D, E – F).
A B
C D
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Figura 27. Fotografías de Sección delgada de la muestra 005-TOM.
Fuente: Autor, (2019).
La mayor parte de la estructura esta considera como vesicular, con espacios ocupados por
cuarzo producto de la alteración silícica y los minerales accesorios producto de
alteraciones. Se observa textura fanerítica, compuesta por cristales de cuarzo (Qz),
plagioclasas (Pl) y feldespato (Fd) alterado a sericita (Sc), epidota (Ep), Biotita (Bi),
hornablenda (Hn), cloríta (Chl) y cloritoides (Ctl). Aumento 4X. A y C - NP. B y D- NX.
Los minerales accesorios están representados por hornablenda, epidota, biotita y gran
cantidad de opacos. La hornablenda tiene formas subhedrales a anhedrales y extinción
ondulante, de color amarillento, presenta mínima foliación. La epidota presenta formas
subhedrales alargadas, con foliación aparente, está rodeada por plagioclasas alteradas y
sericita. La biotita presenta formas subhedrales rodeada por cristales de hornablenda,
presentan un color café oscuro a marrón, generalmente forma agregados cristalinos,
zonación y alteración a cloríta.
Tabla 26. Distribución de los componentes presentes en la muestra 005-TOM.
Muestra
(001-TOM)
Minerales
Esenciales Minerales Accesorios Minerales de Alteración
Qz Pl Fd Hb Ep Bi Min.
Opacos Chl Sc Le Arc Clt
% 10 15 10 7 5 7 20 7 10 1 5 1
TOTAL 35 12 24
Fuente: El Autor, (2019).
E F
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91
Los minerales opacos, exhiben formas subhedrales a anhedrales, corresponden a cristales
de sulfuros, como la pirita, calcopirita y bornita que se pueden apreciar a simple vista.
Los minerales de alteración son Cloríta, cloritoides, en cristales subhedrales, la sericita y
las arcillas como producto de alteración de la plagioclasa y los feldespatos. De acuerdo
la tabla de resultados obtenida a través de la caracterización petrográfica y al contenido
porcentual de minerales esenciales y secundarios, corresponden a una roca
cuarzodioritica.
- Espectrometría de fluorescencia de rayos X (FRX).
La composicion mineralogica de las rocas provenientes de la Concesión Minera “Bravo”,
presentan mayoritariamente Oxido de Silicio (SiO2) en porcion del 56.3%, contrastando
con la informacion obtenida a traves de la macroscopia y microscopia de los materiales,
puesto que se han encontrado alteraciones silicicas en la estructura mineral, asi mismo
como segundo compuesto presente en la roca esta el Oxido de Alumino (Al2O3), con el
16.8%, ratificando la presencia de plagioclasas el CaO con el 7.09%, K2O con 2.25% y
otros compuestos como menor proporcion, como se muestra el la Tabla 27.
Tabla 27. Análisis de espectrometría por fluorescencia de rayos X, (FRX).
Elemento % Variación
SiO2 56.3 0.7915
Al2O3 16.8 0.8917
CaO 7.09 0.022
K2O 2.25 0.0359
S 1.36 0.404
Sb2O3 1.02 0.0875
TiO2 0.849 0.0137
SnO2 0.383 0.0586
MnO 0.145 0.0042
Cr2O3 0.0717 0.0046
PbO 0.0638 0.0073
ZrO2 0.0284 0.0055
Sr 0.0277 0.0029
V2O5 0.0217 0.0112
CuO 0.0136 0.0031
ZnO 0.0117 0.0023
Fuente: El Autor, (2019).
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92
En base a los datos obtenidos de la fluorescencia se pudo comprobar que los resultados
de la mineralogía previa son valederos, que efectivamente se trata rocas cuarzodioriticas,
pertenecientes el intrusivo granodioritico/cuarzodioritico.
6.7 Propiedades físico-mecánicas.
Para comprender el procesamiento mecánico de los materiales procedentes de la
concesión Minera Bravo que se trataran en la Planta de Beneficio San Camilo, es
necesario la determinación de las características físicas y mecánicas de los materiales y/o
minerales en base a una serie de ensayos normados, con los cuales se ha determinado las
propiedades que permitirán obtener las características técnicas para la conminución y
recuperación de los minerales de interés económico.
6.7.1 Propiedades físicas.
La recuperación de los minerales valiosos está dada por el proceso de conminución de los
minerales, el mismo que está directamente influenciado por las principales características
físicas de las rocas en las cuales están alojadas, razón por la cual se presenta la necesidad
en conocer las propiedades que estas posean.
- Peso específico.
Los resultados de peso específico (Pe) para el mineral de la muestra obtenidos utilizando
el método del picnómetro se muestran en la tabla 28. El valor promedio calculado a partir
de tres ensayos fue de 2.733 g/cm3, desviación estándar (SD) de ±0,0138 (Figura 28).
Tabla 28. Determinación del peso específico del mineral.
Cód.
Muestra P (g) M (g) S (g) W(g) Pe
Dens.
(g/cm3) Masa (g) Vol. (cm3)
M1A 26.2 54.53 96.38 78.42 2.73 2.72 28.33 10.39
M1B 18.83 30.11 50.95 43.31 3.09 3.08 11.28 3.65
M1C 11.83 16.81 24.87 21.99 2.36 2.36 4.98 2.11
PROMEDIO 2.733 2.725
Fuente: El Autor, (2019).
Dónde: P= masa del picnómetro
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M= masa del picnómetro más la muestra
S= masa del picnómetro más la muestra y mas agua
W= masa del picnómetro más agua destilada
Pe= peso específico o densidad relativa de cada.
Dens.= densidad de cada ensayo
Figura 28. Determinación de la desviación estándar en el cálculo del peso específico.
Fuente: Autor, (2019).
- Densidad.
Los resultados de densidad (δ) para el mineral de la muestra presenta valor promedio
calculado a partir de tres ensayos fue de 2.725 g/cm3 con una desviación estándar (SD)
de ±0,0138 (Tabla 28).
- Porosidad.
Los resultados de porosidad (n) para el mineral de la muestra presenta valor promedio
calculado a partir de tres ensayos de 0.011, correspondiendo al 1.07% (Tabla 29).
- Peso volumétrico.
Los resultados de porosidad (Pv) para el mineral de la muestra presentan valor promedio
calculado a partir de tres ensayos de 2.70 gr/cm3.
- Índice de vacíos.
Los resultados de porosidad (e) para el mineral de la muestra presentan valor promedio
calculado a partir de tres ensayos de 0.010%.
y = 0,3633x - 0,0138
R² = 0,9923
0,000
2,000
4,000
6,000
8,000
10,000
12,000
0,000 5,000 10,000 15,000 20,000 25,000 30,000
Volu
men
de
la M
ues
tra
(cm
3)
Masa de la Muestra (gr)
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- Contenido de agua.
Los resultados del contenido de humedad (ω) del material para el mineral de la muestra
presentan valor promedio calculado a partir de tres ensayos 0.34% (Ver Anexo II).
Tabla 29. Determinación de las principales propiedades físicas de las rocas.
Fuente: El Autor, (2019).
6.7.2 Propiedades mecánicas
- Resistencia a la compresión uniaxial.
La determinación de la resistencia a la compresión uniaxial de las rocas procedentes de
la Concesión Minera Bravo, se presenta en la Tabla 30, con estos resultados se pretende
comprender el tratamiento mecánico que se dará a las rocas, con el fin de obtener el
mineral de interés económico.
Tabla 30. Resultados de la resistencia de la roca a la compresión uniaxial.
N° Largo
(cm)
Ancho
(cm)
Altura
(cm)
Área
(cm2)
Volumen
(cm3)
Masa,
(gr)
Carga
(Kg)
Esfuerzo
(Kg/cm2)
1 4.8 4.68 4.58 22.4 102.89 273.4 24260 1079.95
2 4.47 4.88 4.42 21.8 96.42 261.5 15660 717.9
3 4.18 4.31 4.29 18.0 77.29 215.6 16220 900.32
PROMEDIO 18713.3 1079.95
Fuente: El Autor, (2019).
Posterior al análisis de los tres datos obtenidos por el ensayo de compresión simple
uniaxial, se logró determinar que el esfuerzo promedio de los materiales a procesar es de
1079.95 Kg/cm2 (105.90 N/mm2). De acuerdo a la clasificación de la Sociedad
Internacional de Mecánica de Rocas (ISRM, 1978), el valor obtenido de 105.90 MPa,
corresponde a una roca muy dura, con resistencia a la compresión simple alta.
- Determinación de la abrasividad
Cod.
Muest. Mms
Mrms
ctte.
M
H2O
V
H2O Pe Dens
M.
esq.
V.
esq. VT n
%
n Pv e
MOT-001 67.6 67.81 0.24 0.24 2.73 2.72 64.84 24.80 25.04 0.01 0.97 2.70 0.009
MOT-002 66.4 66.65 0.22 0.22 2.73 2.72 63.70 24.38 24.60 0.01 0.91 2.70 0.009
MOT-003 77.2 77.61 0.38 0.38 2.73 2.72 74.50 28.34 28.73 0.01 1.34 2.69 0.013
PROMEDIO 0.28 0.28 2.73 2.72 67.68 25.84 26.12 0.011 1.07 2.70 0.010
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La abrasividad de las rocas a procesar se determinó en base al análisis de las láminas
delgadas, de donde se extrajo el porcentaje de Cuarzo (mineral abrasivo) y se promedió
con el contenido de sílice obtenido en el FRX (Q), así como el diámetro promedio (d50)
de los granos de cuarzo, en tanto que, para la resistencia a la tracción (𝑠𝑇) se tomó el
resultado del ensayo a resistencia a la compresión unixial, obteniendo los siguientes
resultados:
Tabla 31. Resultados de la abrasividad estimada para los materiales a procesar.
Q (%) d50 (mm) ST (N/mm2) St (N/m) Abrasividad (Kp/cm)
52.8 0.75 105.9 4068.9428 4.2763386
Fuente: El Autor, (2019).
El dato de abrasividad obtenido es de 4.2763386 Kp/cm, que al relacionarlo con el Índice
de rozabilidad propuesto por Schimazek, obtenemos que los materiales a procesar tiene
una rozabilidad moderada.
6.7.3 Diagrama de procesamiento mecánico.
La reducción de tamaño o conminución mineral es uno de los pasos fundamentales para
la liberación de la partícula mineralizada, razón por la cual se considera de gran
importancia el tratamiento mecánico de dichos materiales, para lo cual se hace uso de
diferentes tipos de maquinaria, con lo cual el costo será uno de los más elevados dentro
de la planta de tratamiento y beneficio, en este sentido se ha determinado las propiedades
físicas y mecánicas de las rocas provenientes de la Concesión Minera “Bravo”.
A continuación se presenta el diagrama de procesamiento mecánico que se ha diseñado
para la implementación de la Planta de Beneficio y Relavera “San Camilo”, con lo cual
se pretende disminuir los costos de tratamiento y aumentar tanto el porcentaje de
liberación y recuperación de la partícula mineral.
El tratamiento físico o mecánico de los materiales a procesar, está dado en dos etapas
como son: Trituración y Molienda, que en conjunto constituyen la conminución. En la
Figura 30, se presenta el diagrama de flujo de la trituración.
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Tolva de
Gruesos
Criba Vibratoria
Primaria
Trituradora de Mandíbulas Primaria
Tolva
de
Finos
Criba Vibratoria Secundaria
Trituradora de Mandíbulas Secundaria
Molino de
Bolas
Concentración
Gravimétrica
Hidrociclón
Hidro -
Metalúrgia
Feed: 200 mm
Gape: 50 mm
Feed: >25 mm
Gape: 25 mm
Feed: 25 mm
Gape:
125 - 75um
Gape:
>75 um
Gape: <75 um
Gape: 125 um
Feed: >200 mm
Figura 29. Diagrama de flujo procesamiento mecánico de la planta de beneficio.
Fuente: Proyecto Planta de Beneficio y Relavera “San Camilo”.
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Figura 30. Esquema de trituración.
Fuente: El Autor, (2019).
En la Figura 30 se indica cada una de las relaciones de trituración que se darán en el
proceso de conminución del mineral, puesto que al tener cierta cantidad establecida de
alimentación o entrada, debe contarse con la mima cantidad de salida, teniendo así que
de acuerdo de las relaciones existentes P1 = P12, siendo P el producto en cada etapa, C
las cribas para cada etapa y T las trituradoras usadas para el procesamiento mecánico.
6.7.3.1 Productividad por hora de la maquina en el taller de trituración.
Para determinar la productividad en el esquema de fragmentación se debe tener en cuenta
las siguientes condiciones:
La productividad de la mena está dada en función de la estimación de la producción que
es de 36,000 Tn/Año de mineral. La extracción del material se realiza subterráneamente, posee
dureza alta, 7 en la escala de Mohs, el grosor de mayor tamaño en alimentación será de 200 mm
(siendo controlado por la voladura en las operaciones mineras), la húmeda del material es del
0.34%.
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98
Q𝑞𝑔ℎ =𝑄𝑡∗𝑎
360𝑑𝑖𝑎𝑠∗24ℎ.
Q𝑞𝑔ℎ =36.000 𝑇𝑛/𝐴ñ𝑜
360𝑑𝑖𝑎𝑠∗24ℎ.
Q𝑞𝑔ℎ = 4.166Tn/h
6.7.3.2 Determinación del grado de trituración por etapas.
- Grado de trituración primaria
𝑆𝐼 =𝐷𝑀á𝑥
𝑑𝑀á𝑥
𝑆𝐼 =200 𝑚𝑚
50 𝑚𝑚
𝑆𝐼 = 4
- Grado de trituración secundaria
𝑆𝐼𝐼 =𝐷𝑀á𝑥
𝑑𝑀á𝑥
𝑆𝐼𝐼 =50 𝑚𝑚
25 𝑚𝑚
𝑆𝐼𝐼 = 2
- Grado de trituración total.
𝑆𝑇 =𝐷𝑀á𝑥
𝑑𝑀á𝑥
𝑆𝑇 =200 𝑚𝑚
25 𝑚𝑚
𝑆𝑇 = 8
- Determinación del grosor máximo convencional de la trituración (Dn).
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99
𝐷𝑛 =𝐷𝑀á𝑥
𝑆
𝐷𝑛 =200 𝑚𝑚
8 𝑚𝑚
𝐷𝑛 = 25 𝑚𝑚
Al igual que en la etapa de trituración, en la molienda se presenta el esquema específico
(Fig. 31) que sirve de control en cada una de las relaciones de entrada y salida del material
procesado, teniendo así el conocimiento exacto del grado de conminución del material.
Figura 31. Esquema de molienda.
Fuente: El Autor, (2019).
En la Figura 31 se indica cada una de las relaciones de molienda que se darán en el proceso
de conminución del mineral, puesto que al tener cierta cantidad establecida de
alimentación o entrada, se obtendrá la mima cantidad de salida, teniendo así que de
acuerdo de las relaciones existentes P12 = P15 + P16. Al igual que en el diagrama de
trituración, en el diagrama de molienda los procesos que se expresan en base a M
molienda, los clasificadores y P el producto en cada proceso llevado a cada en el diagrama
propuesto.
6.7.3.3 Determinación del consumo específico de energía del molino.
𝑊𝑏 =𝑁𝑏
𝑄𝑏
𝑁𝑏 = 𝑊𝑏 ∗ 𝑄𝑏
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100
𝑁𝑏 = 127,50 𝐾𝑤/ℎ ∗ 4.166𝑇𝑛/ℎ
𝑁𝑏 = 531.165𝐾𝑤/𝑇𝑛
6.8 Determinación del tiempo óptimo de molienda
Para la determinación de tiempo óptimo de molienda es necesario conocer las principales
características técnicas el molino de bolas a escala laboratorio y variables de la molienda,
mismas que se detallan en la tabla 32.
Tabla 32. Principales características y variables de molienda.
Tipo de variable Variable Condición
Diseño del Equipo
Longitud del molino 26 cm
Diámetro del molino 18 cm
Volumen interno del molino 6,619.19 cm3
Operatividad
Velocidad de rotación del molino 8 rpm
Carga del mineral 1 Kg
Peso del cuerpo moledor (bolas de acero) 10.717 Kg
Fuente: El Autor, (2019).
La molienda se desarrolló acorde a la metodología, para lo cual se registró las variables
en el tiempo determinado. En la Tabla 33 se indica los distintos parámetros de molienda.
Tabla 33. Variables de molienda para los de 25, 35 y 45 minutos.
Variables Unidades
Ley de Cabeza: 18.62 gr/Tn
Peso Material alimentado 1000 gr
Cantidad de Agua 1000 mililitros
Peso Material producto 1000 gr
Tiempo de secado 24 hrs
Peso material molturante. 10.717Kg
% Retenido 35.15
Fuente: El Autor, (2019).
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101
6.8.1 Análisis granulométrico.
El desarrollo del análisis de la granulometría obtenida en los diferentes tiempos
establecidos de molienda, se inició con 100 gramos para cada tiempo, con la finalidad de
obtener datos preliminares del tamaño de partícula requerido, estos resultados se
presentan en la Tabla 34.
Tabla 34. Análisis granulométrico preliminar para los tiempos de molienda.
Tiempo
(min)
Peso Muestra
(gr)
Peso Retenido
Tamiz 200 (gr)
Peso Pasante
Tamiz 200 (gr)
% Pasante
Tamiz -200
25 100 35.15 64.85 64.85
35 100 20.21 79.79 79.79
45 100 15.07 84.93 84.93
Fuente: El Autor, (2019).
Al realizar el análisis de las diferentes moliendas con los tiempos marcados, podemos
observar que (Fig. 32), el mayor porcentaje de finos obtenidos se encuentra en los 45
minutos de molienda, teniendo que el 84 % del material molido paso el tamiz 200 (75
μm), siguiendo esta proporción estuvo la molienda de 35 minutos, en la misma que se
obtuvo hasta un 79.79 % de material pasante del tamiz 200 (75 μm) y por último la
molienda establecida en 25 minutos, produjo que el 64.85 % del material pasara el tamiz
200 (75 μm).
Figura 32. Análisis granulométrico preliminar de los distintos tiempos de molienda.
Fuente: El Autor, (2019).
64,85%
79,79 %84,93%
0
20
40
60
80
100
% P
asan
te
Tiempo Molienda (min)
25 min 35 min 45 min
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102
- Análisis granulométrico para la molienda de 25 minutos.
Posterior al análisis granulométrico general, se procedió a la determinación del tamaño
de partícula en base a los requerimientos que se estableció en la metodología, para lo cual
se utilizó diversas mallas (Tamiz 120, 200 y 325), cada tamiz usado recupero material
que mismo que será usado para la construcción de la curva granulométrica, en la cual se
detalla la variación de la dimensión de partícula obtenida en la molienda con tiempo de
25 minutos. En la Tabla 35 se indican los resultados obtenidos en el tamizado de la
primera molienda.
Tabla 35. Análisis granulométrico para molienda de 25 min.
N°
TAMIZ
ABERTURA
(μm)
PESO
TAMIZ
P. TAMIZ +
MUESTRA
PESO
RETENIDO
%
RETENIDO
%
ACUMULADO
%
PASANTE
120 125 280.88 342.85 61.97 15.57 15.57 84.43
200 75 218.12 346.6 128.48 32.29 47.86 52.14
325 45 266.15 287.6 21.45 5.39 53.25 46.75
Fondo -45 358.69 365.7 7.01 1.76 55.01
Recuperado 179 44.99 100.00
TOTAL: 397.91
D50= 60 μm
D80= 118 μm
Fuente: El Autor, (2019).
Al realizar el análisis granulométrico para los 25 minutos de molienda, se aprecia que de
los 400 gramos de material tamizado, 61.97 gramos de material molido se retuvo la Malla
N° 120 (125 μm), correspondiendo al 84.43% del material pasante; de la misma manera
se puede observar que 128.48 gramos de los 400 gramos iniciales, no pasaron el Tamiz
N° 200 (75 μm), correspondiendo al 52.14 % del acumulado; y por último, se tiene que
21.45 gramos se retienen en el Tamiz N° 325 (45 μm), correspondiendo al 46.75% del
porcentaje acumulado total (Fig. 33).
El porcentaje acumulado pasante de los 400 gramos tamizados corresponde al 55.01%,
puesto que la sumatoria total del material retenido es de 211.09 gramos, el material que
atravesó el Tamiz N° 325 es de 7.01 gramos y el material sedimentado recuperado es de
179 gramos, haciendo un total de 186.01 gramos; y, el total de material recuperado luego
del tamizado es de 397.91 gramos, la perdida es de 2.09 gramos (Tabla 38).
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103
Figura 33. Curva Granulométrica para 25 minutos de molienda.
Fuente: El Autor, (2019)
En tanto que el tamaño máximo de las partículas que constituyen el 50% de la porción
más fina del material pasante es D50 = 60 μm y la porción de material más fino que
constituye el 80% del material pasante tiene diámetro de D80 = 118 μm.
- Análisis granulométrico para la molienda de 35 minutos.
El análisis de los datos obtenidos posterior al tamizaje de la muestra de 400 gramos
resultante de la molienda con tiempo de 35 minutos se indica en la Tabla 36. Al realizar
el análisis granulométrico para los 35 minutos de molienda, se aprecia que de los 400
gramos de material tamizado, 17.57 gramos de material molido se retuvo la Malla N° 120
(125 μm), correspondiendo al 95.55 % del material pasante; de la misma manera se puede
observar que 111.11 gramos de los 400 gramos iniciales, no pasaron el Tamiz N° 200 (75
μm), correspondiendo al 76.41 % del pasante; y por último, se tiene que 30.41 gramos se
retienen en el Tamiz N° 325 (45 μm), correspondiendo al 59.71% del porcentaje que pasa
total (Fig. 34).
El porcentaje total acumulado de los 400 gramos tamizados corresponde al 58.16%,
puesto que la sumatoria total del material retenido es de 159.09 gramos, el material que
125; 84,43
75; 52,1445; 46,75
0,00
10,00
20,00
30,00
40,00
50,00
60,00
70,00
80,00
90,00
100,00
10 100 1000
% A
cum
ula
do
Tamaño de Particula
(um)
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104
atravesó el Tamiz N° 325 es de 6.14 gramos y el material sedimentado recuperado es de
229.65 gramos, haciendo un total de 235.79 gramos; y, el total de material recuperado
luego del tamizado es de 394.88 gramos, la perdida es de 5.12 gramos (Tabla 38).
Tabla 36. Análisis granulométrico para molienda de 35 min.
N°
TAMIZ
ABERTURA
(μm)
P.
TAMIZ
P. TAMIZ +
MUESTRA
PESO
RETENIDO
%
RETENIDO
%
ACUMULADO
%
PASANTE
120 125 280.88 298.45 17.57 4.45 4.45 95.55
200 75 218.12 329.23 111.11 28.14 32.59 67.41
325 45 266.15 296.56 30.41 7.70 40.29 59.71
Fondo -45 358.69 364.83 6.14 1.55 41.84
Recuperado 229.65 58.16 100.00
TOTAL 394.88
D50= 0 μm
D80= 96 μm
Fuente: El Autor, (2019).
En tanto que el tamaño máximo de las partículas que constituyen el 50% de la porción
más fina del material pasante es 0 (no existe dicho porcentaje), y la porción de material
más fino que constituye el 80% del material pasante tiene diámetro de D80 = 96 μm.
Figura 34. Curva Granulométrica para 35 minutos de molienda.
Fuente: El Autor, (2019).
125; 95,55
75; 67,41
45; 59,71
0,00
10,00
20,00
30,00
40,00
50,00
60,00
70,00
80,00
90,00
100,00
10 100 1000
% P
asan
te A
cum
ula
do
Tamaño Partícula
(um)
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- Análisis granulométrico para la molienda de 45 minutos.
El análisis de los datos obtenidos posterior al tamizaje de la muestra de 400 gramos
resultante de la molienda con tiempo de 45 minutos se indica en la Tabla 37.Al realizar
el análisis granulométrico para los 45 minutos de molienda, se aprecia que de los 400
gramos de material tamizado, 6.25 gramos de material molido paso la Malla N° 120 (125
μm), correspondiendo al 98.40% del material pasante; de la misma manera se puede
observar que 89.72 gramos de los 400 gramos iniciales, no pasaron el Tamiz N° 200 (75
μm), siendo que el 75.49% del material paso dicha malla; y por último, se tiene que 28.81
gramos se retienen en el Tamiz N° 325 (45 μm), el material pasante corresponde al
68.14% del porcentaje total en dicha malla (Fig. 38).
Tabla 37. Análisis granulométrico para molienda de 45 min.
N°
TAMIZ
ABERTURA
(μm)
PESO
TAMIZ
P. TAMIZ +
MUESTRA
PESO
RETENIDO
%
RETENIDO
%
ACUMULADO
%
PASANTE
120 125 280.88 287.13 6.25 1.60 1.60 98.40
200 75 218.12 307.84 89.72 22.91 24.51 75.49
325 45 266.15 294.96 28.81 7.36 31.86 68.14
Fondo -45 358.69 368.29 9.6 2.45 34.31
Recuperado 257.25 65.69
TOTAL 391.63
D50= 0 μm
D80= 84 μm
Fuente : El Autor, (2019).
El porcentaje total acumulado de los 400 gramos tamizados corresponde al 34.31%,
puesto que la sumatoria total del material retenido es de 124.78 gramos, el material que
atravesó el Tamiz N° 325 es de 9.6 gramos y el material sedimentado recuperado es de
257.25 gramos, haciendo un total de 266.85 gramos; y, el total de material recuperado
luego del tamizado es de 394.88 gramos, la perdida es de 8.37 gramos (Tabla 38).
En tanto que el tamaño máximo de las partículas que constituyen el 50% de la porción
más fina del material pasante es 0 (no existe dicho porcentaje), y la porción de material
más fino que constituye el 80% del material pasante tiene diámetro de D80 = 84 μm.
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106
Figura 35. Curva Granulométrica para 45 minutos de molienda.
Fuente: El Autor, (2019).
Es necesario conocer la cantidad de material retenido en cada tamiz, puesto que es la base
fundamental para comparar entre cada uno de los porcentajes retenidos, en los cuales se
denota el tamaño de partícula obtenido en cada molienda, en la Tabla 38 se presentan los
gramos de material recuperado por malla, en tiempos definidos, de igual manera la
cantidad de material perdido por cada tamizado.
Tabla 38. Porcentaje de material retenido y perdida por tiempos de tamizado.
N° Tamiz Abertura (μm) Peso Retenido (gr)
T: 25 min T: 35 min T: 45 min
120 125 61.97 17.57 6.25
200 75 128.48 111.11 89.72
325 45 21.45 30.41 28.81
-325 -45 186.01 235.79 266.85
TOTAL 397.91 394.88 391.63
Material perdido 2.09 5.12 8.37
Fuente : El Autor, (2019).
- Análisis comparativo de las granulometrías en las tres moliendas.
125; 98,40
75; 75,49
45; 68,14
0,00
10,00
20,00
30,00
40,00
50,00
60,00
70,00
80,00
90,00
100,00
10 100 1000
% P
asan
te A
cum
ula
do
Tamño Particula
(um)
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La comparación de las tres diferentes moliendas se indica en la Tabla 39, puesto que para
establecer el tamaño de partícula óptima en la liberación del mineral económicamente
rentable, se necesita establecer la cantidad correcta de finos producto final de la molienda,
siendo necesario alcanzar hasta 80% de material que atraviese por la malla 200.
Tabla 39. Análisis comparativo entre las tres diferentes moliendas.
N°
TAMIZ
ABERTURA
(μm)
TIEMPO MOLIENDA
25 min 35 min 45 min
% PASANTE
ACUMULADO
% PASANTE
ACUMULADO
% PASANTE
ACUMULADO
120 125 84.43 95.55 98.40
200 75 52.14 67.41 75.49
325 45 46.75 59.71 68.14
D50 60 μm 0 0
D80 118 μm 96 μm 84 μm
Fuente : El Autor, (2019).
Puesto que al variar el tiempo de molienda, el producto final variara de tamaño, teniendo
mayor o menor cantidad de finos, de esta manera en la Figura 36 podemos apreciar que
la mayor cantidad de materia que pasa por el Tamiz N° 120, está en la en los 45 minutos
de molienda con el 98.40%, seguido del 95.55% que corresponde a los 35 minutos y por
ultimo esta los 25 minutos con 84.43% de material retenido en dicha malla.
De la misma manera tenemos que, la mayor cantidad de material que pasa por el Tamiz
N° 200 se encuentra el material molido en el periodo de 45 minutos correspondiente al
75.49%, seguido del 67.41% de material pasante que se encuentra en los 35 minutos y
por ultimo están los 25 minutos con el 52.14% del total de material pasante. También el
mayor porcentaje que pasa por la malla 325 corresponde a la molienda con tiempo de 45
minutos siendo el 68.14%, seguido del 59.71% pasante que está en los 35 minutos y por
último el menor porcentaje pasante de esta malla están dentro de los 25 minutos con el
46.75% de material que pasa.
La molienda que presenta el mayor diámetro de partícula corresponde al 80% de finos es
la de los 25 minutos con D80 = 118 μm, seguida de la molienda con 35 minutos de
duración y D80 = 96 μm, y por último la molienda de 45 minutos con D80 = 84 μm; en
tanto que la molienda con 25 minutos, es la única que cuenta con D50 = 60 μm (Tabla 39).
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Figura 36. Análisis comparativo entre los tres tiempos de molienda.
Fuente: El Autor, (2019).
6.8.2 Determinación de la ley de cabeza.
La determinación de la Ley de Cabeza del material a moler es indispensable, puesto que
es en esta Ley, en la que estarán basados los análisis por malla valorada que se muestra
más adelante. En la Tabla 40, se presenta el promedio de Ley obtenido en base a tres
ensayos normados:
Tabla 40. Ley de Cabeza del material proveniente de la Concesión Minera "Bravo".
Peso muestra Dore Au Ley g/ton
24.61 0.00043 0.00039 15.85
24.79 0.0005 0.00047 18.96
26.11 0.00063 0.00055 21.06
PROMEDIO 18.62
Fuente: El Autor, (2019).
Posterior al análisis de los tres datos obtenidos por el ensayo al fuego, se logró determinar
que la Ley de Cabeza promedio es de 18.62 gramos/tonelada.
125; 84,43
75; 52,14
45; 46,75
125; 95,55
75; 67,41
45; 59,71
125; 98,40
75; 75,49
45; 68,14
0,00
10,00
20,00
30,00
40,00
50,00
60,00
70,00
80,00
90,00
100,00
10 100 1000
% P
asan
te A
cum
ula
do
Tamaño Particula
(um)
Granulometría
25 min
Granulometría
35 min
Granulometría
45 min
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109
6.8.3 Análisis por malla valorada para cada tiempo de molienda establecido.
De acuerdo a los datos obtenidos en base a los ensayos al fuego, se puede apreciar el
porcentaje de Au obtenido en cada malla posterior a la molienda y la determinación de la
cantidad de Mineral en los respectivos porcentajes de material retenido, puesto que la
valoración realizada para el mineral Au, debe estar próxima a la Ley de Cabeza (g/t)
previamente establecida.
- Análisis por malla valorada para 25 minutos de molienda.
En la Tabla 41, se presenta el resultado final del análisis por malla valorada para el tiempo
de molienda con 25 minutos de duración, posterior al análisis de la granulometría y
ensayos al fuego realizados respectivamente.
Tabla 41. Análisis por malla valorada para 25 min de molienda.
N°
Tamiz
Abertura
(μm)
Peso
Retenido
%
Retenido
Ley de
Cabeza (gr/t)
Ley Au
(g/t) Valorada
% Au
Malla
120 125 61.97 15.57 18.62 67.0 10.44 59.37
200 75 128.48 32.29 18.62 15.4 4.99 28.36
325 45 21.45 5.39 18.62 18.4 0.99 5.66
-325 -45 186.01 46.75 18.62 2.5 1.16 6.61
TOTAL 397.91 100.00 17.58
Fuente: El Autor, (2019).
El porcentaje de material retenido en los respectivos tamices, fue sometido a ensayos al
fuego, en los que se determinó que la muestra retenida en la Malla 120 (125 μm) es en la
que se encuentra la mayor cantidad de mineral, correspondiendo 67.0 g/t que pertenece
al 59.37% de Au, seguido15.4 g/t perteneciente al 28.36% de Au contenido en la muestra
retenida en la malla 200 (75 μm), la muestra contenida en la malla 325 (45 μm) contiene
18.4 g/t perteneciente al 5.66% de Au y por último el material que paso la malla 325
(recuperado), contiene el 2.5 g/t que corresponde al 6.61% de Au, las leyes de Au
determinadas, se ha comparado con la Ley de Cabeza de la muestra total, la misma que
es de 18.62 g/t. Dichos resultados se ilustran en la Figura 37.
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110
Figura 37. Porcentaje de Au retenido por malla, en 25 minutos de molienda.
Fuente: El Autor, (2019).
- Análisis por malla valorada para 35 minutos de molienda.
En la Tabla 42, muestra el resultado final del análisis por malla valorada para el tiempo
de molienda con 35 minutos, posterior al análisis de la granulometría y ensayos al fuego
realizados respectivamente.
Tabla 42. Análisis por malla valorada para 35 min de molienda.
N°
Tamiz
Abertura
(μm)
Peso
Retenido
%
Retenido
Ley de
Cabeza (gr/t)
Ley Au
(g/t) Valorada
% Au
Malla
120 125 17.57 4.44 18.62 164.4 7.30 41.51
200 75 111.11 28.08 18.62 21.0 5.88 33.47
325 45 30.41 7.68 18.62 21.3 1.64 9.33
-325 -45 236.66 59.80 18.62 5.3 3.17 18.01
TOTAL 395.75 100.00 17.99
Fuente : El Autor, (2019).
El porcentaje de material retenido en los respectivos tamices, fue sometido a ensayos al
fuego, en los que se determinó que la muestra retenida en la Malla 120 (125 μm) es en la
que se encuentra la mayor cantidad de mineral, correspondiendo 164.4 g/t que pertenece
al 41.51% de Au, seguido 21.0 g/t perteneciente al 33.47% de Au contenido en la muestra
retenida en la malla 200 (75 μm), a diferencia de la molienda de 25 minutos en la que la
cantidad de Au y su porcentaje, decrecía de manera continua, la molienda de 35 minutos
59,37
28,36
5,66
6,61
Malla valorada molienda 25 minutos
Malla 120
Malla 200
Malla 325
Malla -325
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111
presenta que el material que paso la malla 325 (recuperado), contiene el 5.3 g/t que
corresponde al 18.01% de Au; y por último, la muestra contenida en la malla 325 (45 μm)
a contiene 21.3 g/t perteneciente al 9.33% de Au. Las leyes de Au determinadas, se ha
comparado con la Ley de Cabeza de la muestra total, la misma que es de 18.62 g/t. Dichos
resultados se ilustran en la Figura 38.
Figura 38. Porcentaje de Au retenido por malla, en 35 minutos de molienda.
Fuente: El Autor, (2019).
- Análisis por malla valorada para 45 minutos de molienda.
En la Tabla 43, se presenta el resultado final del análisis por malla valorada para el tiempo
de molienda con 45 minutos de duración, posterior al análisis de la granulometría y
ensayos al fuego realizados respectivamente.
El porcentaje de material retenido en los respectivos tamices, fue sometido a ensayos al
fuego, en los que se determinó que la muestra retenida en la Malla 120 (125 μm) es en la
que se encuentra la mayor cantidad de mineral, correspondiendo 59.67 g/t que pertenece
al 54.17% de Au, seguido 20.6 g/t perteneciente al 26.89% de Au contenido en la muestra
retenida en la malla 200 (75 μm), a diferencia de la molienda de 25 minutos en la que la
cantidad de Au y su porcentaje, decrecía de manera continua, y al igual que en la molienda
de 35 minutos, la molienda de 45 minutos presenta que el material que paso la malla 325
(recuperado), contiene el 11.7 g/t que corresponde al 4.89% de Au; y por último, la
41,51
33,47
9,33
18,01
Malla valorada molienda 35 minutos
Malla 120
Malla 200
Malla 325
Malla -325
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112
muestra contenida en la malla 325 (45 μm) a contiene 5.1 g/t perteneciente al 19.63% de
Au. Las leyes de Au determinadas, se ha comparado con la Ley de Cabeza de la muestra
total, la misma que es de 18.62 g/t. Dichos resultados se ilustran en la Figura 39.
Tabla 43. Análisis por malla valorada para 45 min de molienda.
N°
Tamiz
Abertura
(μm)
Peso
Retenido
%
Retenido
Ley de
Cabeza (gr/t)
Ley Au
(g/t) Valorada
% Au
Malla
120 125 6.25 1.60 18.62 59.67 9.52 54.17
200 75 89.72 22.91 18.62 20.6 4.73 26.89
325 45 28.81 7.36 18.62 11.7 0.86 4.89
-325 -45 266.85 68.14 18.62 5.1 3.45 19.63
TOTAL 391.63 100.00 18.56
Fuente: El Autor, (2019).
.Figura 39. Porcentaje de Au retenido por malla, en 45 minutos de molienda.
Fuente: El Autor, (2019).
6.8.3.1 Porcentajes de Au en malla y tiempos de molienda.
Con el fin de conseguir el tiempo óptimo de molienda, en la cual se liberen el mayor
porcentaje de partículas mineralizadas, es necesario realizar un análisis comparativo entre
los diferentes productos obtenidos en las tres moliendas y de igual manera con las
muestras retenidas en el proceso de tamizaje, como en los ensayos al fuego realizados
para la consecución del presente objetivo, en la Tabla 44 se presenta el resumen de los
resultados obtenidos durante los análisis por malla valorada.
54,17
26,89
4,89
19,63
Malla valorada molienda 45 minutos
Malla 120
Malla 200
Malla 325
Malla -325
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Tabla 44. Resultados del análisis por malla valorada, para cada tiempo de molienda.
N°
Tamiz
Abertura
(μm)
Tiempo de Molienda
25 min 35 min 45 min
Ley Au
(g/t)
%
Au Malla
Ley Au
g/t
%
Au Malla
Ley Au
(g/t)
%
Au Malla
120 125 67.0 59.37 164.4 41.51 59.67 54.17
200 75 15.4 28.36 21.0 33.47 20.6 26.89
325 45 18.4 5.66 21.3 9.33 11.7 4.89
-325 -45 2.5 6.61 5.3 18.01 5.1 19.63
Fuente : El Autor, (2019).
El análisis de las muestras que no atravesaron en el Tamiz 120, demuestra que el mayor
porcentaje de Au retenido corresponde a 25 minutos de molienda, puesto que presenta el
67.0 g/t de Au, que representa al 59.37% de Au por malla analizada, seguido de los 45
minutos de molienda puesto que se retuvieron 59.67 g/t de Au, representado por el
54.17% de oro en malla y por último se encuentran los 35 minutos de molienda, puesto
que se retuvieron 164.4 g/t de Au en dicho tamiz, correspondiendo el 41.51% de Au por
malla. Dichos porcentajes se pueden apreciar en la Figura 40.
Figura 40. Análisis tiempo molienda vs porcentaje de Au retenido malla 120.
Fuente: El Autor, (2019).
El análisis de las muestras que no atravesaron en el Tamiz 200, demuestra que el mayor
porcentaje de Au retenido corresponde a 35 minutos de molienda, puesto que presenta el
21.0 g/t de Au, que representa al 33.47% de Au por malla analizada, seguido de los 45
minutos de molienda puesto que se retuvieron 20.6 g/t de Au, representado por el 26.89%
de oro en malla y por último se encuentran los 25 minutos de molienda, puesto que se
25 min 35 min 45 min
Series1 59,37 41,51 54,17
0,00
10,00
20,00
30,00
40,00
50,00
60,00
70,00
% A
u M
alla
Tiempo de Molienda (min)
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114
retuvieron 15.4 g/t de Au en dicho tamiz, correspondiendo el 28.36% de Au por malla.
Dichos porcentajes se pueden apreciar en la Figura 41.
Figura 41. Análisis tiempo molienda vs porcentaje de Au retenido malla 200.
Fuente: El Autor, (2019).
El análisis de las muestras que no atravesaron en el Tamiz 325, demuestra que el mayor
porcentaje de Au retenido corresponde a 35 minutos de molienda, puesto que presenta el
21.3 g/t de Au, que representa al 9.33% de Au por malla analizada, seguido de los 25
minutos de molienda puesto que se retuvieron 18.4 g/t de Au, representado por el 5.66%
de oro en malla y por último se encuentran los 45 minutos de molienda, puesto que se
retuvieron 11.7 g/t de Au en dicho tamiz, correspondiendo el 4.89% de Au por malla.
Dichos porcentajes se pueden apreciar en la Figura 42.
Figura 42. Análisis tiempo de molienda vs porcentaje de Au retenido malla 325.
Fuente: El Autor, (2019).
25 min 35 min 45 min
Series1 28,36 33,47 26,89
0,00
5,00
10,00
15,00
20,00
25,00
30,00
35,00
40,00
% A
u M
alla
Tiempo de Molienda (min)
25 min 35 min 45 min
Series1 5,66 9,33 4,89
0,00
2,00
4,00
6,00
8,00
10,00
% A
u M
alla
Tiempo de Molienda (min)
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115
El análisis de las muestras que atravesaron el Tamiz 325, demuestra que el mayor
porcentaje de Au retenido corresponde a 45 minutos de molienda, puesto que presenta el
5.1 g/t de Au, que representa al 19.63% de Au por malla analizada, seguido de los 35
minutos de molienda puesto que se retuvieron 5.3 g/t de Au, representado por el 18.01%
de oro en malla y por último se encuentran los 25 minutos de molienda, puesto que se
retuvieron 2.5 g/t de Au en dicho tamiz, correspondiendo el 6.61% de Au por malla.
Dichos porcentajes se pueden apreciar en la Figura 43.
Figura 43. Análisis tiempo de molienda vs porcentaje de Au que pasó la Malla 325.
Fuente: El Autor, (2019).
25 min 35 min 45 min
Series1 6,61 18,01 19,63
0,00
5,00
10,00
15,00
20,00
25,00
% A
u M
alla
Tiempo de Molienda (min)
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116
7. DISCUSIÓN DE RESULTADOS.
El tratamiento físico o mecánico se constituye con el componente principal en el afán de
lograr la liberación y la recuperación de la partícula mineral de interés económico, en este
sentido, se realizó la caracterización mineralógica y petrográficamente de los materiales
provenientes de la Concesión Minera “Bravo”, que serán procesadas en la futura Planta
de Beneficio “San Camilo”. De acuerdo a estudios realizados por la empresa Odín Mining
del Ecuador S.A., existe la presencia de intrusivos granodioritico y cuarzodioritico,
acompañados de brechas andesiticas, información contrastada en base al análisis
macroscópico y microscópico de dichas rocas, con lo cual se determinó que estas
muestras están constituidas en mayor porcentaje de cuarzo lechoso, plagioclasas y
feldespatos alterados, así como también de apreciables cantidades de sulfuros mismos
que sirven de indicadores para la mineralización, enfocando el interés económico en
dichos materiales. El análisis petrográfico nos indica que las muestras poseen gran
porcentaje partículas subhedrales, las mismas que determinan la forma de las cristales del
mineral y la distribución del contenido de sulfuros, que en algunos casos se encuentran
rodeando la partícula mineral, siendo necesario la reducción de tamaño de las rocas, a fin
de obtener la liberación de dichas partículas de interés. También se identificó gran
cantidad de minerales producto de la alteración existente en las rocas, minerales como
arcillas y carbonatos que influirán en el posterior beneficio.
De acuerdo a la descripción a detalle de las muestras, tenemos una idea clara del tipo de
roca que alimentará al circuito de trituración y molienda, circuito en el cual será de vital
importancia conocer las propiedades físicas y mecánicas de dichos materiales, teniendo
gran influencia propiedades como el índice de vacíos y porosidad baja que esta posee,
esto determina el comportamiento resistente que estas presentan al momento de aplicarles
presión para disminuir su tamaño, al igual que el bajo contenido de agua que estas
presenta, siendo la humedad propia de las muestras provenientes de la mina; es de gran
importancia conocer estas propiedades, puesto que al estar en contacto directo la
maquinaria y equipos con los materiales, se podrá observar el desgaste de los mismos,
esto por su peso volumétrico, el alto grado de abrasividad y resistencia a la compresión
que estas rocas de gran dureza poseen, consumen el revestimiento de las trituradoras,
molino y disminuyen la vida útil de las bandas transportadoras, viéndose afectado el grado
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de reducción en la etapa de molienda, disminuyendo la efectividad del circuito de
conminución. Así también, la densidad de los minerales estará condicionando los
porcentajes en la constitución de la pulpa producto de la molienda que será sometida a
concentración de dichos minerales que por su elevada densidad facilitara esta operación.
El tratamiento mecánico es fundamental en la liberación de la partícula mineral, puesto
que al determinar el tiempo óptimo de operación en la molienda separara la ganga de los
minerales a concentrar resultara de gran efectividad para la planta, debido a que los
mayores costos operativos se encuentran en esta etapa, dicho así, la consecución del
tiempo de molienda a nivel de laboratorio, nos da una idea clara del lapso y el tamaño de
granulometría a la que se debe moler el material, puesto que si se muele por corto tiempo
(inferior a los 25 minutos), no se dará la liberación completa del mineral en cuestión,
presentando granulometría por encima de las 120 mallas, con lo cual solo se aplicaría
procesos de concentración gravimétrica, debido a que la partícula mineral estará por sobre
los 125 micrones, perdiendo en los relaves las partículas más finas que no pudieron ser
liberadas; así también, al contar con la molienda sobre los 35 minutos, se constata la
producción de finos homogéneos puesto que hasta un 80% de granulometría obtenida
atraviesa la malla 200, con lo cual se puede constatar que al obtener partículas que
bordean los 75 micrones, la liberación de partícula mineral aumenta a diferencia de la
molienda con 25 minutos de duración, en la que los mayores porcentajes de liberación
estaban en las partículas de mayor diámetro. En tanto en la molienda con 45 minutos de
duración, se obtuvo mayor cantidad de finos y al realizar el respectivo análisis, se constata
que existe mayor liberación de la partícula mineral en aquellos materiales con iguales o
menores que los 45 micrones de tamaño, puesto que presentan gran cantidad de mineral
aurífero al pasar la malla 325, dichos resultados fueron obtenidos al aplicar el ensayo al
fuego a cada uno de las materiales retenidos y pasantes de cada tamiz, para posteriormente
realizar en base al análisis por malla valorada.
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8. CONCLUSIONES
- En base al análisis mineralógico se identifica que el material proveniente de la
Concesión “Bravo” presenta caracterizas cuarzodioriticas, los minerales identificados
microscópicamente fueron: cuarzo (20%), plagioclasas (10.60%), feldespatos
(10.66%), hornablenda (5.66%), epidota (3.33%), minerales opacos (21.11%) y otros
(28.64%). Los datos obtenidos en los análisis macro y micro de las rocas, fueron
corroborados mediante el análisis de fluorescencia de rayos X, en el cual se definió
que los compuestos oxidados predominantes son: SiO2 (56.3%), Al2O3 (16.8%), CaO
(7.09%), K2O (2,25%), S (1.36%), Sb2O3 (1.02%).
- Las características físicas de la roca son variantes de las rocas cuarzodioriticas, con
alto contenido de cuarzo, presencia de sulfuros y bajas cantidades de carbonatos,
presentando las siguientes características: color gris oscuro a blanquecino, peso
específico de 2.733 g/cm3, la densidad de 2.725 g/cm3, peso volumétrico de 2.70
g/cm3, el índice de vacíos del material es de 0.010%, el contenido de agua es de
0.34%; esto significa que el material presente un gran porcentaje de roca de caja.
- La identificación de las principales propiedades mecánicas de los materiales nos dan
como resultado que la dureza de las rocas esta entre 6 a 7 en la escala de Mohs y la
resistencia a la compresión uniaxial es equivalente a 105.90 MPa, que según la
Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas (ISRM, 1978), corresponde a rocas
muy duras, con resistencia a la compresión simple alta, la abrasividad representada
en función al contenido de cuarzo libre es de 4.27 Kp/cm considerada por Shimazek
como moderada; que se traduce en una desgaste de revestimientos, contaminación de
la pulpa y elevados costos de mantenimiento en el tratamiento mineral.
- La muestra fue sometida al ensayo al fuego posterior a la molienda, con lo cual se
determinó que las rocas poseen una ley de cabeza de 18.62 g/Tn.
- Los resultados obtenidos en base a los tiempos de molienda establecida y la
granulometría analizada fueron los siguientes: con el tiempo de T =25 minutos se
obtuvo un D80 = 118 μm, con el tiempo de T =35 minutos se obtuvo un D80 = 96 μm
y para el tiempo de T = 45 minutos el D80 = 84 μm, en este sentido la técnica óptima
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para el tratamiento del mineral y por presentar partículas entre los las 118 μm y 84
μm, son los concentradores por gravedad y la flotación, pero al no contar con los
minerales necesarios para la misma, se debe optar por un segundo método más
selectivo como la lixiviación. (Wills B. A., Naiper-Munn T. J., 2006).
- La realización de los ensayos al fuego para el material retenido en los diferentes
tamices usados y el análisis por malla valorada, nos indica que el mayor porcentaje
de mineral liberado por la molienda se encuentra en las fracciones más gruesas, siendo
así que el material retenido en la malla 120 en 25 minutos de molienda presenta el
59.37% de Au, seguido de los 45 minutos de molienda con hasta el 54.17% de Au por
malla y por último los 35 minutos de molienda con hasta los 41.51% de Au retenido
en dicha malla.
- El análisis por malla valorada indica que pese a encontrarse los mayores porcentajes
de liberación del mineral aurífero en las fracciones más gruesas, existen cantidades
apreciables de mineral en las fracciones más finas, teniendo así que el material que
pasa la malla 325, en los 45 minutos de molienda presenta hasta el 19.63% de Au,
seguido de los 35 minutos de molienda con el 18.01% de Au y los 25 minutos de
molienda presentan hasta el 6.61% de Au liberado. Como resultado se tiene dos
tiempos aptos a considerarse en el proceso de molienda, que serían los 25 y 45
minutos.
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9. RECOMENDACIONES.
- Es recomendable antes de realizar cualquier ensayo o análisis, verificar que se cuenta
con todos los implementos y sustancias necesitadas, así mismo cerciorarse que todos
los objeto a utilizarse estén debidamente limpios para evitar la contaminación de las
muestras y lograr mejores resultados.
- El desarrollo del muestreo a detalle de los diferentes frentes de trabajo de la concesión
minera “Bravo”, con la finalidad de obtener tener mayor detalle en la descripción del
material mineralizado, para incrementar el porcentaje de liberación y recuperación de
la partícula mineral.
- Para obtener mayor porcentaje de liberación mineral, se deben realizar dos moliendas
puesto que al presentar mayor porcentaje de partículas mineral aurífero mayor a los
125 micrones; y también considerables porcentajes de mineral aurífero inferior a los
45 micrones, se podría dar una molienda menor o igual a los 25 minutos y una
posterior, siendo esta mayor o igual que a los 45 minutos.
-
- La realización de pruebas a nivel industrial para corroborar los datos obtenidos en los
ensayos a nivel del laboratorio.
- Realizar pruebas tanto de flotación, como de lixiviación, en base a los análisis
obtenidos por malla valorada, continuando con la investigación a un nivel superior.
- Aplicar este proceso probatorio en los relaves presentes en la concesión minera
“Bravo”, puesto que al haber realizado la molienda en base al molino chileno, se
presentan dificultades al trabajar con partículas finas (<75 micras), no siendo
liberadas y pudiendo estar acumuladas en las relaveras de la concesión.
- La roca presenta gran dureza, buena resistencia a la compresión y baja cantidad de
sulfuros, por esta razón se sería factible el desarrollo de pruebas con la roca caja con
la finalidad de usarla a esta como material pétreo o para la construcción.
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10. BIBLIOGRAFÍA.
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11. ANEXOS
ANEXO I
MAPA DE UBICACIÓN PLANTA
DE BENEFICIO “SAN CAMILO”
ANEXO II
FICHAS DE DESCRIPCIÓN
MACROSCÓPICA DE ROCAS
FICHAS DE DESCRIPCIÓN MACROSCÓPICA DE ROCAS
1. INFORMACIÓN GENERAL
Responsable: Ángel F. Plaza C.
N° Ficha: 001
Código de muestra: 001-M-TOM
Tipo de Muestra: Stock
2. INFORMACIÓN DE UBICACIÓN
Coordenadas UTM (Datum WGS-84) X= 628592
Y= 9613513
3. DESCRIPCIÓN PETROGRÁFICA
Características de los componentes
Color: Gris verdosa
Textura: Fanerítica.
Estructura: Estructura masiva, con
microfracturas.
Dureza 6
Tamaño de
grano: Medio a fino
Forma de los
clastos: Anhédrica
%
Fenocristales: 25
% Matriz: 75
4. CONTENIDO DE MINERALES
Minerales Principales: Cuarzo, feldespato, hornablenda, pirita.
Minerales Secundarios: Determinación en secciones pulidas
Mineralización: Determinación en secciones pulidas
Grado de meteorización: Baja
Tipo de Alteración: Silícica
Nombre de la roca: Cuarzodiorita
ANÁLISIS DE LABORATORIO: Fluorescencia de Rayos X (FRX)
LÁMINA DELGADA: NA
FICHAS DE DESCRIPCIÓN MACROSCÓPICA DE ROCAS
1. INFORMACIÓN GENERAL
Responsable: Ángel F. Plaza C.
N° Ficha: 002
Código de muestra: 002-M-TOM
Tipo de Muestra: Stock
2. INFORMACIÓN DE UBICACIÓN
Coordenadas UTM (Datum WGS-84) X= 628592
Y= 9613513
3. DESCRIPCIÓN PETROGRÁFICA
Características de los componentes
Color: Gris verdosa oscura
Textura: Fanerítica. A porfirítica
Estructura: Estructura masiva, con
microfracturas.
Dureza 6
Tamaño de
grano: Medio
Forma de los
clastos: Subhédrica
%
Fenocristales: 35 %
% Matriz: 65 %
4. CONTENIDO DE MINERALES
Minerales Principales: Cuarzo, feldespato, hornablenda, pirita, bornita
Minerales Secundarios: Carbonatos, arcillas
Mineralización: Determinación en secciones pulidas
Grado de meteorización: Medio
Tipo de Alteración: Silícica
Nombre de la roca: Cuarzodiorita
ANÁLISIS DE LABORATORIO: Fluorescencia de Rayos X (FRX)
LÁMINA DELGADA: Secciones pulidas.
FICHAS DE DESCRIPCIÓN MACROSCÓPICA DE ROCAS
1. INFORMACIÓN GENERAL
Responsable: Ángel F. Plaza C.
N° Ficha: 003
Código de muestra: 003-M-TOM
Tipo de Muestra: Stock
2. INFORMACIÓN DE UBICACIÓN
Coordenadas UTM (Datum WGS-84) X= 628592
Y= 9613513
3. DESCRIPCIÓN PETROGRÁFICA
Características de los componentes
Color: Gris a verdosa
Textura: Fanerítica. A porfirítica
Estructura: Estructura masiva, con
microfracturas.
Dureza 6
Tamaño de
grano: Medio
Forma de los
clastos: Subhédrica
%
Fenocristales: 25 – 20%
% Matriz: 85 – 80%
4. CONTENIDO DE MINERALES
Minerales Principales: Feldespato, cuarzo, hornablenda, pirita,
Minerales Secundarios: Carbonatos.
Mineralización: Determinación en secciones pulidas
Grado de meteorización: Bajo
Tipo de Alteración: Silícica
Nombre de la roca: Cuarzodiorita
ANÁLISIS DE LABORATORIO: Ninguna
LÁMINA DELGADA: Lámina delgada
FICHAS DE DESCRIPCIÓN MACROSCÓPICA DE ROCAS
1. INFORMACIÓN GENERAL
Responsable: Ángel F. Plaza C.
N° Ficha: 004
Código de muestra: 004-M-TOM
Tipo de Muestra: Stock
2. INFORMACIÓN DE UBICACIÓN
Coordenadas UTM (Datum WGS-84) X= 628592
Y= 9613513
3. DESCRIPCIÓN PETROGRÁFICA
Características de los componentes
Color: Gris verdosa
Textura: Fanerítica. A porfirítica
Estructura: Estructura masiva
Dureza 6
Tamaño de
grano: Medio
Forma de los
clastos: Subhédrica
%
Fenocristales: 55%
% Matriz: 45%
4. CONTENIDO DE MINERALES
Minerales Principales: Feldespato, cuarzo, pirita, calcopirita, bornita y calcita,
Minerales Secundarios: Carbonatos.
Mineralización: Determinación en secciones pulidas
Grado de meteorización: Bajo
Tipo de Alteración: Silícica
Nombre de la roca: Cuarzodiorita
ANÁLISIS DE LABORATORIO: Fluorescencia de Rayos X (FRX)
LÁMINA DELGADA: NA
FICHAS DE DESCRIPCIÓN MACROSCÓPICA DE ROCAS
1. INFORMACIÓN GENERAL
Responsable: Ángel F. Plaza C.
N° Ficha: 005
Código de muestra: 005-M-TOM
Tipo de Muestra: Stock
2. INFORMACIÓN DE UBICACIÓN
Coordenadas UTM (Datum WGS-84) X= 628592
Y= 9613513
3. DESCRIPCIÓN PETROGRÁFICA
Características de los
componentes
Color: Gris-
blanquecino
Textura: Fanerítica. A
porfirítica
Estructura: Masiva con
microfracturas
Dureza 6
Tamaño de
grano: Medio a fino
Forma de los
clastos: Anhédrico
%
Fenocristales: 20%
% Matriz: 80%
4. CONTENIDO DE MINERALES
Minerales Principales: Cuarzo lechoso, feldespato, pirita, calcita
Minerales Secundarios: Determinación en secciones pulidas
Mineralización: Determinación en secciones pulidas
Grado de meteorización: Bajo
Tipo de Alteración: Silícica
Nombre de la roca: Cuarzodiorita
ANÁLISIS DE LABORATORIO: Fluorescencia de Rayos X (FRX)
LÁMINA DELGADA: Lámina delgada
ANEXO III
ENSAYO DE COMPRESIÓN
CÚBICA DE ROCAS
ANEXO IV
MOLIENDA BACTH, ANÁLISIS
GRANULOMÉTRICO
RETCHAS-200 Y ANÁLISIS AL
FUEGO (FIRE ASSAY).
ANEXO V
DIAGRAMA DE FLUJO
ESQUEMÁTICO DE LA
PLANTA DE BENEFICIO DE
MINERALES “SAN CAMILO”
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